35567

Металлургия черных металлов

Книга

Производство и промышленные технологии

Дан расчет количества МНЛЗ обращено внимание на выбор типа и основных проектных характеристик МНЛЗ. Типы МНЛЗ и их применение. Расчет количества МНЛЗ для рассматриваемого примера. На обоих предприятиях установлена и внедрена в производство установка внепечной очистки сталей АКВОС на ОАО €Электросталь€ строится 5й СПЦ который планируется оборудовать двумя ДСП20 агрегатами внепечной очистки стали и МНЛЗ.

Русский

2013-09-17

1.51 MB

37 чел.


Федеральное агентство по образованию

Электростальский

политехнический институт

(филиал)

Федерального государственного образовательного учреждения высшего профессионального образования

«Государственный технологический университет

«Московский институт стали и сплавов»

                      Кафедра металлургии

            М.И. Афанасьев, В.С.Никольский, Т.Л.Федосеева

                 

                Учебное пособие по дипломному проектированию

                              для специальности 150101

                        «Металлургия черных металлов»

                                    Часть 1

 

                                              Рекомендовано

                               Методическим советом ЭПИ МИСиС

                                         Электросталь 2008

УДК 669.187

    Афанасьев М.И., Никольский В.С., Федосеева Т.Л. Учебное пособие по дипломному проектированию для специальности 150101 «Металлургия черных металлов». – Электросталь: ЭПИ МИСиС, 2008. – 129с.

  Пособие предназначено для студентов, обучающихся по специальности 150101 “Металлургия черных металлов” для выполнения дипломных и курсовых работ. Рассмотрен конкретный пример производства стали Х12МФ1. Дана методика расчета шихты, шлака, поведения C, Mn, Cr, P, Si, O, при плавлении шихты, рассчитано количество необходимых печей и размер площадей, занимаемых основным оборудованием. Приведены сведения об объемно-планировочных решениях размещения основного оборудования. Дан расчет количества МНЛЗ, обращено внимание на выбор типа и основных проектных характеристик МНЛЗ. Особое внимание уделено применению технологий высокого уровня (ТВУ) при проектировании металлургических отделений, цехов.

                                                    © Электростальский политехнический институт

                                                   (филиал) «Московский государственный

                                                   Институт стали и сплавов (технологический

                                                   университет)», 2008

Содержание

Введение………………………………………………………………………...4

1. Расчет шихтовки плавки…………………………………………….……..….7

2. Пример расчета шихтовки стали Х12МФ1…………………………………..9

3. Хронометраж плавки………………………………………………………....15

4. Поведение Cr, Si, Mn, C и P во время расплавления стали…………….…..19

5. Основные правила проектирования отделений, цехов………………….….27

6. Принципиальные проектные решения………………………………………32

7. Расчет и компоновочные размещения основного оборудования в цеху….37

8. Пример расчета количества печей для выплавки стали Х12МФ1………...41

9. Площади и планировка отделения…………………………………………..42

10. Типы МНЛЗ и их применение………………………………………….…..51

11. Расчет количества МНЛЗ для рассматриваемого примера……………....59

12. Разработка чертежей строительной части проекта…………………….…62

13. Разработка плана отделения для рассматриваемого примера……………65

14. Внепечная обработка расплава………………………………………….....66

Список литературы………………………………………………………………86

                                                     Введение

  Металлургия – это область науки и техники, охватывающая процессы обработки руд, получения металлов и сплавов с определенными потребительскими свойствами. За последние 20 лет, несмотря на появление огромного количества альтернативных конструкционных материалов: пластмасс, композитов, стекла, сплавов на основе магния, алюминия, титана и др., черные металлы останутся основными материалами для машиностроительной индустрии и других отраслей народного хозяйства. Доля продукции, изготовленной с использованием металлов, в настоящее время составляет более 70% валового национального продукта государства.

  В Федеральной программе технического перевооружения и развития металлургии России основное внимание уделено проблемам ресурсосбережения, охраны окружающей среды и обеспечения качества продукции. На выставке “Металл-экспо-2007” в Москве были продемонстрированы успехи предприятий и фирм по претворению в жизнь новых разработок. Так “НПФ КОМТЕРМ” изготавливает и внедряет в производство новое поколение компьютеризированных дуговых печей постоянного и переменного тока емкостью 0,1 - 50т для выплавки широкого спектра материалов. Эти печи работают в России на Челябинском металлургическом комбинате, в г. Саранске на “ВКМ сталь”, на заводе ‘Ижсталь’, а также в Китае, Казахстане, Узбекистане и др. Показано использование последних достижений науки – использование горячих активных шлаков для десульфурации, дефосфорации стали и др. металлургических процессов. Разработаны новые материалы, увеличившие стойкость футеровки печей до 2000 плавок, что позволяет выплавлять металл без “болота”. Разработаны новые системы автоматизации, механизации и контроля сталеплавильного производства. Государство осуществляет поддержку металлургической отрасли. Минпромэнерго разработана “Стратегия развития металлургического комплекса РФ до 2015 года”. Этот документ определяет дальнейшую политику на сохранение технологической независимости России, обеспечения конкурентоспособности новых поколений продукции, привлечения инвестиций в отрасль, а также дальнейшую модернизацию металлургического производства. Модернизируются производства ОАО “Электросталь” и ОАО ЭЗТМ. На обоих предприятиях установлена и внедрена в производство установка внепечной очистки сталей - АКВОС, на ОАО ”Электросталь” строится 5-й СПЦ, который планируется оборудовать двумя ДСП-20, агрегатами внепечной очистки стали и МНЛЗ. В  6-ом СПЦ планируется установить 6т ВИП, реконструируются 1-й и 2-й СПЦ. Таким образом, молодым специалистам работающим в металлургии обеспечено широкое поле деятельности.

  Данное пособие предназначено помочь студенту, обучающемуся по специальности 150101 ”Металлургия черных металлов,” в самостоятельной разработке курсового и дипломного проекта. Обычно темы дипломных проектов задаются в зависимости от предполагаемого места работы конкретного выпускника. В качестве примера можно привести следующие темы:

  1. Разработать технологию выплавки, внепечной обработки и разливки стали ШХ15, подобрать наиболее рациональное оборудование и составить план отделения на выпуск 400000 т. литых заготовок в год.

  2. Разработать технологию выплавки, внепечной обработки и разливки стали 00Х18Н10 с ультранизким содержанием углерода, подобрать наиболее рациональное оборудование и составить план отделения на выпуск 100000 т. проката в год.

  3. Разработать технологию выплавки, внепечной обработки и разливки сплавов, применяемых для электронагревателей, подобрать наиболее рациональное оборудование и составить план отделения на выпуск 4000 т. проката в год.

  4. Разработать технологию выплавки, внепечной обработки и разливки сплава 36НХТЮ, применяемого для конструирования упругих элементов, подобрать наиболее рациональное оборудование и составить план отделения на выпуск 4000 т. литых заготовок в год и т.п.

 В дипломном проекте предлагается разработать следующие основные разделы:

  1. Мировой рынок стали и сплавов.

  2. Описание потребительских свойств выпускаемой продукции.

  3. Выбор и расчет геометрических и теплотехнических параметров основного технологического оборудования по выплавке стали. Расчет силового трансформатора.

  4. Обоснование выбора оптимальной технологии выплавки сталей и сплавов.

  5. Расчет шихтовки плавки.

  6. Расчет количества основного оборудования для выплавки сталей и сплавов.

  7. Обоснование способа и технологии разливки сталей и сплавов.

  8. Расчет основных характеристик МНЛЗ.

  9. Составление плана цеха или отделения по производству стали и сплавов.

  10. Экономическое обоснование проекта.

  11. Описание опасностей и вредностей проектируемого производства.

  12. Описание влияния производственных процессов на экологическую безопасность и утилизация отходов.

  В пособии авторы уделили внимание разделам: 5, 6, 7, 8, 9, 10, 11 и 12. Для разработки раздела 2 рекомендуется воспользоваться учебником: Гольдштейн М. И., Грачев С.В. Векслер Ю.Г. Специальные стали.- М.: МИСиС, 1999.-408с.

  Раздел 3 подробно изложен в книгах: Егоров А.В. Расчет мощности и параметров электропечей черной металлургии.- М.: Металлургия,1986.-280с.; Мастрюков Б.С. Теория, конструкции и расчеты металлургических печей. Т. 2.- М.: Металлургия, 1986.-356с.

   Работу над разделом 4 рекомендуем проводить с помощью книг: Поволоцкий Д.Ф., Гудим Ю.А. Выплавка легированной стали в дуговых печах. М.: Металлургия, 1987.-278с.; Сталь на рубеже столетий. Ред. Карабасов Ю.С. М.: МИСиС,-2001. - 664с. Рашев Ц.В. Производство легированной стали.-М.: Металлургия,1981-280с.

Материалы к первому разделу подробно изложены в книге: Сталь на рубеже столетий. Ред. Карабасов Ю.С. М.: МИСиС.-2001.-664с. и в интернете, например www.metallservis.ru.

                             1. Расчет шихтовки плавки

  Расчет шихтовки плавки входит в ряд мероприятий, ведущихся во время проведения очередной плавки до ее выпуска в сталеразливочный ковш. Мероприятия включают: 1) Расчет шихты на конкретную марку стали; 2) Точное взвешивание составляющих шихты; 3) Загрузку составляющих в корзину или мульды; 4) Проверка наличия и исправности инструмента и машин для очистки и заправки футеровки печи; 5) Доставка огнеупорных составляющих заправочных материалов; 6) Дозировка необходимых ферросплавов и раскислителей; 7) Обеспечение графитизированными электродами и ниппелями для их свинчивания и ряд других операций.

 Шихтовка плавки – это составление перечня подлежащих завалке материалов с указанием их весовых количеств, определяемых в зависимости от марки выплавляемой стали [1]. Шихтовку получают расчетом с учетом состава шихтовых материалов и особенностей технологии производства стали или сплава. При расчете шихты для плавок с полным окислением исходят из следующих соображений:

  1. Содержание углерода в шихте должно обеспечивать возможность проведения интенсивного и достаточно длительного кипения ванны. Кипение ванны способствует удалению фосфора, водорода и азота из расплава и ускоряет расплавление шихты. Практически для кипения необходимо иметь в первой пробе после полного расплавления шихты углерода на 0,4-0,5% больше нижнего предела заданного состава стали данной марки.

  2. Содержание кремния в металле после полного расплавления шихты должно быть не более 0,10%. Более высокое количество кремния задерживает начало кипения металла. Но в случае производства хромо-никелевого нержавеющего металла, с целью разогрева расплава и уменьшения потерь хрома вводят значительно большее количество кремния. Окисляясь, кремний разогревает расплав.

  3. При выплавке конструкционных марок сталей в первой пробе должно быть не более 0,6-0,8%Mn. Большее количество марганца тормозит кипение металла.

  4. Содержание фосфора не должно превышать 0,06%. При работе с жидким чугуном рекомендуется проводить внепечное обесфосфоривание и обессеривание заливаемого полупродукта.

  5. При выплавке мало- и средне  легированных сталей отходы хромистой стали допускаются из расчета получения не более 0,3-0,4% Cr. Более высокое содержание хрома затрудняет проведение окислительного периода из-за повышенной вязкости шлака. Вязкие шлаки нарушают нормальный режим окисления углерода и фосфора. Это замечание не относится к выплавке сложно легированных хромоникелевых сталей типа 12Х18Н10Т и аналогов, а также высокохромистых типа Х12М; 95Х18 и быстрорежущих Р6М5 и их аналогов.

  6. Шихта по габаритности должна состоять из 20-30% мелочи, 40% крупных кусков и 30-40% кусков средней величины. Для печей различной емкости принимают следующее примерное соотношение (в процентах по массе) между кусками отдельных групп: [2]

Емкость печей, т

Крупные куски, %

Средние куски, %

Мелкие куски, %

1,5-5

20 – 30

30 - 40

30 -35

6-10

25 – 35

30 – 40

25 -30

12 -15

30 – 40

35 -40

20 – 25

20-40

40 - 45

25 – 35

15 – 20

  7. Все шихтовые материалы должны быть замаркированы и иметь определенный химический состав. Применение отходов неизвестного химического состава приводит к забраковке плавки и переводу ее в разряд шихтовой болванки (ШБ) с соответствующими экономическими потерями.

  В предлагаемом пособии авторы привели расчет шихтовки стали 160Х12МФ1, выплавляемой в 20-тонной дуговой электропечи, дана методика проектирования отделения на выпуск 60000 т литой заготовки в год, рассмотрена методика экономического обоснования проекта и обсуждены вопросы экологической нагрузки спроектированного отделения.

  Химический состав стали приведен в табл.1. В табл.2 представлены составляющие, из которых составляется шихта.

               2. Пример расчета шихтовки стали Х12МФ1                          

                                                                                                               Табл.1

  Химический состав стали Х12МФ1,%

Элемент

С

Si

Mn

S

P

W

Cr

Ni

Mo

Ti

Al

V

Cu

Заданный анализ, %

1,5 -1,6

0,10 -0,40

0,20 -045

<0,025

<0,025

-

11,0 -12,0

<0,40

0,50 -0,80

0,03

0,03

0,9 -1,0

<0,3

 

                                Расчет металлической части завалки   

  Количество элемента (Э) в шихте (кг)  и его относительное содержание, Э% определяется из соотношений:

              Э =А*Б/100        и          Э%=100*Э/Q,                                                  (1)

где: А-содержание элемента в компоненте шихты; % (табл.2)

       Б -навеска компонента шихты, кг.

       Q -масса всей шихты плавки, кг.

  Расчет металлической завалки шихты представлен в табл. 3

                                                                                                                         Табл. 2

  Химический состав составляющих шихты,%.

Наименование

материала

С

Si

Mn

P

W

Cr

Ni

Mo

Ti

V

Al

FeSi-45%

-

43-45

<0,8

<0,5

-

<0,5

-

-

-

-

FeMn-75%

7,0

2,0

77

0,33

-

-

-

-

-

-

-

FeCr 100

0,7

3,0

-

0,04

-

68

-

-

-

-

-

FeCr 800

8,0

3,0

-

0,07

-

63

-

-

-

-

-

FeMo HM01

0,1

1,0

-

0,1

-

-

-

58

-

-

-

FeV 

1,0

-

-

-

-

-

-

-

-

80

-

Al куск.

-

-

--

-

-

-

-

-

-

100

Х12МФ1

1,55

0,33

0,30

0,025

-

11,6

-

0,8

_

0,95

-

30Х1М1Ф1

0,35

0,33

0,35

0,025

-

1,00

-

1,0

-

1,00

-

08Х17

0,12

0,35

0,35

0,025

-

17,2

-

-

-

-

-

25Х5М

0,22

0,30

0,40

0,025

-

5,0

-

0,4

-

-

-

ШХ15

1,0

0,32

0,33

0,02

-

1,5

-

-

-

-

-

Эл. бой*

98,0

-

-

-

-

-

-

-

-

-

-

*-кокс из-за повышенного содержания “P” применять не рекомендуется.

                                                                                                                         Табл. 3.

  Расчет составляющих шихты для ДСП-20

Наименование    

материала

Количество

кг.

C

Si

Mn

P

Cr

Mo

V

S

160Х12МФ1

7000

108,5

23,1

21,0

1,75

812

56

66,5

1,75

30Х1М1Ф1

1050

3,7

3,5

3,5

0,21

10,5

3,5

3,5

0,21

08Х17

3500

4,2

12,3

12,3

0,88

602

-

-

0,07

25Х5М

1750

3,9

9,3

7,0

0,46

87,5

-

-

0,035

ШХ15

6160

61,6

19,6

20,3

1,23

92,4

-

-

1,05

Сумма мет. составл. кг.

19460

181,9

67,8

64,1

4,53

1604,4

59,5

7,0

3,115

%мет.составл.

100

0,93

0,35

0,33

0,023

8,24

0,31

0,36

0,016

                                           ФЕРРОСПЛАВЫ

FeMo

169,3

0,2

98,2

FeV

233,5

2,3

186,8

FeCr 800

1394

111,5

41,8

878,2

Эл. бой

158

143,4

Итого,кг.

21414,8

439,3

109,6

64,1

4,53

2482,6

157,7

193,8

3,115

Итого,%           

100

2,05

0,51

0,30

0,021

11,59

0,74

0,90

0,015

  Пояснения к заполнению табл. 3.

Пример - выплавить 21т стали Х12МФ1, содержащей: 1,6%С, 12%Cr и по1% Mo и V (cм. табл.1). Сталь выплавили, применив метод сплавления, при котором шихта состоит из отходов хромистых сталей, возможно, полном удалении фосфора с первым шлаком, долегировании ферросплавами в период рафинирования. Окончательное раскисление проводят в ковше.

  В связи с примененной технологией, шихта должна состоять из отходов хромистой и высокохромистых сталей. В примере это Х12МФ1, 30Х1М1Ф1, 08Х17, 25Х5М, ШХ15. Шихтовых материалов набирают в количестве 21000кг. С расчетом получения около 1,8% углерода, (10-11)% хрома и некоторого количества молибдена и ванадия. Необходимо помнить, что Мо, Сu, Ni и W почти не окисляются (не выгорают), в связи с чем в шихте не должно быть отходов Cu, а количество Mo, Ni и W ниже марочного и допустимых значений.

  Расчет заключается в вычислении поэлементного вклада каждого компонента составляющих шихты.

  Так, 7000кг стали 160Х12МФ1 вносят:

Углерода: Эс = А*Б/100 = 1,55*7000/100 = 108,5кг,       (см.ф.1)

где 1,55 - % С см. табл.2

Кремния: Эsi = 0,33*7000/100 =23,1 кг. Марганца: ЭMn  = 0,30*7000/100 =21 кг.

Фосфора: Эp = 0,025*7000/100 = 1,75кг. Хрома: ЭСr = 11,6*7000/100 = 812кг.

Молибдена ЭМо = 0,80*7000/100 = 56кг. Ванадия Эv = 0,95*7000/100 = 66,5кг.

  Аналогичный расчет проводим по всем составляющим шихты. Результаты расчетов заносим в таблицу 3.

  При суммировании вклада металлической части шихты видно, что до марочного состава табл.1 недостает углерода, хрома, молибдена и ванадия, т.е. в расплав необходимо ввести ферросплавы. Расчет ферросплавов проводится по формуле (2).

,                                                                        (2)

где: Рф –расчетное количество вносимого ферросплава, кг.

      Эм – содержание элемента в металле согласно требований ГОСТ, (см.табл.1).

      Эв – содержание элемента в ванне (проба) или по расчету (табл.3).

      Ос – масса расплава, кг.

      Уф – угар легирующего элемента ферросплава, %.

      Эф – содержание легирующего элемента в ферросплаве, %.

Принимаем угар хрома – 20%, марганца – 10%, кремния – 80%, молибдена – 3%, ванадия _ 50% (см. табл.1, прил.1, ч.2). Тогда количество:

  1.  Феррохрома: FeCr 800

  1.  Ферромолибдена: FeMo

  1.  Феррованадия: FeV

  1.  Электродного боя

Феррохром кроме Cr вносит в расплав углерод и кремний:

  1.  Углерода:
  2.  Кремния:,

где: 8 и 3 см. табл.2.

Аналогичный расчет проводится по FeMo, FeV.

  Внесенный углерод:      и т.д.

В итоговой строке (%) табл.3 видно, что количество углерода (2,05%) более заданного. Следовательно, количество вводимого электродного боя необходимо уменьшить и корректировать его ввод по мере поступления результатов анализа.

  Введение ферросплавов увеличивает (разбавляет) объем металла на сумму: 169+233+1394+220 = 2000кг, что составляет 10% от массы металла. В этой связи количество вводимых ферросплавов необходимо увеличить на 10%.:

        РFeCr = 1394*1,1 = 1533кг.

        РFeV = 233,5*1,1 = 257кг.

        РFeMo = 169,3 * 1,1 =186кг.

Кроме указанных ферросплавов, необходимо предусмотреть раскисление шлака порошком FeSi, ввод в металл FeMn, FeTi, FeCe и кускового алюминия. Эти ингредиенты должны находится также рядом с ДСП-20.

  FeSi пор. – 105кг.; FeSi кус.-105кг.; FeMn – 20 кг.; FeTi – 10кг.; FeCe – 20кг.; Al – 14кг.

Загрузку печи проводим корзинами. Корзину формируем так, чтобы внизу располагалась мелкая шихта, в центре средние или крупные куски, а вверху мелкие куски и электродный бой или кокс [2]. С целью ускорения периода расплавления необходимы не только мощные электрические дуги (мощный силовой трансформатор), но и плотная укладка шихты. Электродный бой, кокс, находящийся вверху шихты, обладает большим электросопротивлением и меньшей теплопроводностью, чем холодные куски шихты, лучше сохраняет концы электродов в нагретом состоянии и тем способствуют большей устойчивости горения электрических дуг. В целом шихта должна быть загружена так, чтобы электроды в начале плавления находились внутри шихты под ее верхним слоем, состоящим из мелких плотных кусков и предотвращающим непосредственный нагрев свода и стен электрическими дугами. При этом очень важно, чтобы отдельные куски шихты были уложены прочно и надежно, что предотвращает обвалы их во время плавления и поломку электродов; кроме того, уменьшается количество коротких замыканий электродов с металлом. Если в нижних слоях шихта загружена слишком рыхло или наверху находится тугоплавкая часть шихты (например, мягкое железо), то при плавлении может образоваться «мост», разрушить который сложно. Жидкая сталь под «мостом» сильно перегревается, что приводит к разрушению подины печи. В случае образования «моста» предусматривают подрезку металла струей кислорода под давлением 6-8ат. (0,6-0,8 МПа). Примеры удовлетворительной и неудовлетворительной загрузки шихты, частично состоящей из длинных кусков сортового проката, приведены на рис.1. На рис.2 показано образование «моста».

  Кроме металлической части шихты, в корзину загрузили известь – 2000кг и 50кг плавикового шпата. После выпуска предыдущей плавки  аналогичного химического состава проводится осмотр подины, откосов, стен и свода печи. Откосы заправили за 15 минут. Заправку провели вручную, при этом магнезит наносили немного выше места «каверны» ямы с расчетом, чтобы скатившись по откосу вниз, магнезит попал в расчетный участок. Перед выпуском предыдущей плавки сталевар выявлял ориентировочное место появления каверн по состоянию шлака. Магнезит, отрывающийся от подины, повышает вязкость шлака. В шлаке появляются комки. Свежезаправленные откосы необходимо защитить от разрушения во время завалки шихты. Для защиты на заправленный участок укладывают слой извести или мелкий шихтовой материал или листовой металл. Время осмотра, заправки, завалки шихты и перепуска электродов необходимо минимизировать с целью предупреждения охлаждения рабочего  слоя печи. Так, например, во время двухчасового перерыва между плавками рабочий слой футеровки ДСП-20 охлаждается на 1000 градусов.

  В рассматриваемом примере печь загрузили за – 10 мин., перепустили и нарастили электроды за 10 мин. Ход процесса выплавки стали удобно проследить с помощью хронометража плавки.

                            3. Хронометраж плавки

Время

операции

час-мин.

Результат

15-00

Включили ток. U = 280 В. Мощность -8000 кВт.

15-20

Переключили ток. U = 390 В. Мощность – 15000 кВт.

16-20

Металл расплавлен. Дали известь около 150кг.

16-25

Переключили ток. U = 328 В. Мощность – 12000 кВт.

16-35

Отобрали пробу металла. Хим. состав в %: -С-1,37; Si 0,09; Mn -0,22; Cr-10,42; W – 0,04; Mo – 0,4; V – 0,32; Ni – 0,21; Cu – 0,08; P – 0,022; S – 0,025.

16-40

Переключили ток . U = 280 В. Мощность – 8000 кВт.

16-45

Дано FeCr800 – 350кг и FeV – 140кг.

16-50

На шлак дали порошок FeSi – 20 лопат, кокс– 20 лопат.

16-55

Отключили ток. Скачали шлак. Шлак черный.

17-00

Включили ток. U = 206 В. Мощность – 4300 кВт. Дали – 70кг. FeSi; 20кг FeMn; 2кг Al; 160кг FeV; а также 400кг извести и 50кг плавикового шпата.

17-05

Дали порошок FeSi и кокс на шлак.

17-10

Дали по 15 лопат FeSi и кокс на шлак.

17-15

Отключили ток. Перемешали металл и шлак. Отобрали пробу металла. Хим. состав в %: С =1,52; C = 1,52; Si = 0,25; Mn = 0,31; Cr = 11,16; Mo = 0,62; V = 0,59; S = 0,021; P = 0,024; Замерили температуру. Температура равна 1520 OC. Шлак белый.

17-20

Включили ток. U = 196 В. Мощность – 3070 кВт.

17-25

Дали по 20 лопат порошка FeSi и кокса на шлак. Перемешали металл и шлак. Шлак белый. Температура – 1530 OC.

17-30

Переключили ток. U = 150 В. Мощность 2700 кВт. Отобрали пробу металла. Хим.состав в %: С = 1,47; Si = 0,25; Mn = 0,31; Cr = 11,13; Mo = 0,70; V = 0,78.

17-35

Дали 180кг FeSi куск. и 18кг FeMo и 150кг БАС+CaO+CaF2+Al порошок.

17-40

Переключили ток. U = 130 В. Мощность – 2100 кВт.

17-45

Дали 40кг FeSi кускового.

17-50

Дали по 20 лопат FeSi порошок и кокс. Перемешали металл и шлак. Шлак белый. Температура металла = 1530 OC.

17-55

Отключили ток. Ввели 10кг Al. В ковш дали 10кг FeTi и 20кг FeCe.

18-00

Выпуск металла. Шлак белый, температура металла в ковше = 1500 OC. Анализ пробы из ковша в % : C = 1,53; Si = 0,33; Mn = 0,30; Cr = 11,6; Mo = 0,75; V = 0,95.

  Разлили 7 слитков по 2800кг. Общая масса -7*2800 = 19600кг. Недоливы = 250кг. Литники = 140кг. Скрап = 50кг.

  Итого металла: 19600+250+140+50 = 20040кг. Выход годного:

        20040 ----100%

        19600-----  Х

                                        Пояснения к хронометражу плавки.

                                       Электрический режим.

Обычно в начале расплавления шихты печь включают на пониженную мощность, затем через 10-15 минут вторичное напряжение силового трансформатора переключают на наиболее высокую ступень. К концу расплавления напряжение понижают на одну ступень, т.е. во время расплавления в печь вводится максимальная мощность. Рис.3 и хронометраж плавки показывает, что полная мощность трансформатора используется только в период расплавления. В этой связи целесообразно, после первого скачивания шлака проводить процесс рафинирования металла, используя внепечные методы очистки расплавов, например установку АКВОС.

              Период плавления, рафинировка и выпуск металла.

  Плавление прошло в штатном режиме. Шлакообразующие: известь, плавиковый шпат, окалина металла, магнезит подины, а также сгоревший кремний сформировали первый шлак. Первый шлак раскислили порошком FeSi

Раскисление понадобилось для уменьшения окисления хрома.

     2(Cr2O3) + 3[Si] = 3(SiO2) + 4 [Cr]                                                               (3)

В расплавленном металле нет превышений по примесям: Cu; Ni; S и P. Количество Cr, Mo, V и C соответствует расчету (см. табл.3 металлическая часть шихты), но ниже требуемого марочного состава. Сгоревший кремний шихты и углерод защитили хром от окисления. Шлак черный, что указывает на наличие в нем окислов Fe и Mn. Окислы хрома имеют зеленый цвет. Окислы железа и относительно низкая температура способствует выводу фосфора из стали по реакции:

  2[Fe3P] + 5(FeO) + 4 (CaO) = 4(Ca0*P2O5) + 11 Fe                                       (4)

Реакция (4) может проходить при высокой активности кислорода в металле. Наличие Si, V, Cr препятствуют протеканию этого процесса. Во время рафинировки образовавшийся шлак раскисляли порошком FeSi и коксом с целью удаления из шлака кислорода, находящегося в виде (FeO).

  2(FeО) + FeSi = (SiO2) + 3Fe                                                                             (5)

   (FeO) +C = {CO} + Fe                                                                                      (6)

Отсутствие кислорода в шлаке предупреждает угар хрома, который может проходить по реакции: 2[Cr] + 3(FeO) = (Cr2O3) + 3Fe                                    (7)

и способствует  удалению серы, протекающей по реакции:

    [Fe] + [S] + (CaO) = (CaS) + (FeO)                                                                 (8)

Необходимо отметить, что диффузионное раскисление шлака не эффективно.

Показано, что ракисление шлака происходит через раскисление металла. Частицы порошка FeSi, прогреваясь в шлаке, проходят его и, попав в поверхностный слой металла растворяются, раскисляя расплав. Поверхностный слой расплава раскисляет шлак.

  Одновременно с раскислением шлака в металл вводили ферросплавы для корректировки химического состава стали. Перед выпуском сталь раскислили FeCe, и окончательное раскисление провели Al и FeTi. Для уменьшения угара присадки Ti, FeTi поместили в ковш.

  Расчетные данные (табл.3) и результаты первого анализа химического состава указывают на выгорание кремния. Увеличилось количество углерода и не изменилась концентрация хрома и марганца.

 4. Поведение хрома, кремния, марганца, углерода и фосфора во время расплавления стали.

Оценим поведение Cr, Si, Mn, C и Р с помощью уравнений термодинамического равновесия. Равновесие между углеродом и хром содержащих компонентов расплава при [Cr] > 9% оценивают по уравнениям [4]:

      1/4[Cr3O4]т + [C] = 3/4[Cr] + {CO}г                                                            (9)

ΔG = +210760 – 139,7T

            lg   [5],                                                    (10)

где: [Cr] – концентрация Cr в расплаве = 10% (табл.3),

       [C] – концентрация С в расплаве = 1,3%,

       fc    - коэффициент активности углерода.

   lgfc = Σε*%эл,                                                                                                   (11)

где: ε – коэффициент активности [5,6], (табл.2 прил.1),

     % эл –содержание элемента в расплаве, в % (1-я проба)

lgfc = 0,14*%C – 0,024*%Cr – 0,012*%Mn -0,0083*%Mo – 0,051*%P + 0,046*%S + 0,08*%Si – 0,077*%V

lgfc = 0,14*1,3 - 0,024*10 - 0,012*0,22 – 0.0083*0,3 – 0,051*0,03 + 0,046*0,03 + 0,08*0,09 – 0,077*0,35 = -0,084.

fc = 0,824

Расчет проведем для Pco = 1атм.

Т = t + 273 = 1530 + 273 = 1803 K

lg.

lg[Cr]3/4*0,933 = 1,25               101,25= 17,78

[Cr]3/4*0,933 =17,78      или     [Cr]3/4= 19,07    3/4 *lg[Cr] = 1,28

lg[Cr] = 1,707        или Cr = 50,9%

  Следовательно, расплав, содержащий 1,3%С, находится в равновесии с 51% Cr, т.е. хром не должен интенсивно окисляться при расплавлении и феррохром можно вводить в завалку (см. также рис. 6).

                    Расчет состава шлака по расплавлению шихты.

  Расчетом оценим состав шлака по расплавлению шихты. Во время расплавления компоненты металлической завалки выгорают. (Табл.1 прил.1)

Потери: по Fe =  по C = по Si = и т.д. Согласно приведенному ранее расчету Cr не окисляется, но это справедливо в условиях равновесия. При плавлении равновесия нет, принимаем окисление хрома = 1%.

                                                                                                           Табл.4

  Потери компонентов во время расплавления шихты

Элемент

Fe

C

Si

Mn

P

Cr

Mo

V

Потери компонента, % от внесенного в ванну

0,4

20

80

10

40

1

3

50

Сумма металлической составляющей шихты, кг. (табл.3)

19460

181,9

63,8

64,1

4,35

1604

59,5

7,0

Потери компонента в кг.

80,0

37,0

54,24

6,4

1,8

24,8

4,7

35,0

  Рассчитаем количество кислорода, израсходованного на окисление компонентов шихты и массу образовавшихся окислов [7].Принимаем, что 30% С окисляется до СO2 и 70% до СО, получим:

  Расход кислорода, кг                                                 Масса оксида, кг

C    → CO     0,7*37*16/12 = 34,5                             0,7*37 + 34,5  = 60,4

C    →CO2     0,3*37*32/16 = 29,6                             0,3*37 + 29,6  = 40,7

Si   → SiO2      54,24*32/28 = 62,0                              54,24 + 62,0 = 116,2

Mn   →MnO        6,4*16/55 = 1,86                                      6,4 + 1,86 = 8,3

P      →P2O5              1,8*80/62 = 2,3                                 1,8  + 2,3    = 4,1

Cr   →Cr2O3     24,8*48/104 = 11,4                                24,8 + 11,4  = 36,2

Mo   →Mo2O3   4,7*48/102 = 1,2                                          4,7 + 1,2 = 5,9

V   → V2O5         35*80/102 = 27,5                                    35 + 27,5 = 62,5

Fe   → FeO    0,5*80*16/56 = 11,4                           0,5*80 + 11,4   = 51,4

Fe    (Fe2O3) 0,5*80*48/112 = 17,1 (дым)                  0,5*80 + 17,1 = 57,1

Всего:                                      198,86кг                                           442,8кг

Перешло окислов в шлак: 442,8 – 57,1(дым) – 40,7(CO2) - 60,4(CO) = 284,0кг.

Осело в виде дыма (Fe2O3) в трубопроводах газоочистки                  – 57,1кг.

  Расход футеровки по заводским данным за период плавления на массу садки принимаем равным:

  Магнезитовый кирпич – 0,2% или 42кг.

  Магнезитовый порошок – 0,7% или 150кг.

В завалку и во время плавления ввели извести около 2% или 410кг. В извести содержится 3,5% МgO и 3,5%SiO2; в магнезитовом порошке содержится 3,5% SiO2 (табл. 6 прил.1 ч.2). Основность шлака L = = . Рассчитаем сумму загущающих  компонентов шлака: %Σ(CaO + MgO + MnO + Cr2O3 +V2O3) = (43,3+23,25+ 0,94+ 4,1+ 7,1) = 78,69, т.е. сумма компонентов оказалась больше 65%. Полученный шлак должен быть вязким. Для уменьшения вязкости в завалку необходимо добавить плавиковый шпат или шамотный порошок.

                                                                                                        Табл. 5

Поступило составляющих в шлак

Составляющие шлака

Содержание компонентов шлака в кг.

FeO

MnO

CaO

MgO

SiO2

P2O5

Cr2O3

V2O3

Сумма,кг.

Шихта

51,4

8,3

-

-

116,2

4,1

36,2

62,5

278,7

Кирпич

-

-

-

40,5

1,5

-

-

-

42,0

Известь

-

-

381,3

14,3

14,3

-

-

-

409,9

MgO из подины

150,0

150,0

Всего, кг.

51,4

8,3

381,3

204,8

132,0

4,1

36,2

62,5

880,6

%

5,84

0,94

43,3

23,25

15,0

0,47

4,1

7,1

100

  По расплавлению шихты, шлаки должны быть легкоплавкими и жидкотекучими, что облегчает скачивание шлака и способствует более полному удалению фосфора. На рис.4. представлены диаграммы состояния систем, являющихся основами шлаков, формирующихся при плавлении шихты и применяемых при рафинировании стали. Требуемая основность для рафинировки стали обычно около L = (1,8 – 2,5). Но это область очень тугоплавких шлаков с температурой ликвидус порядка 20000C. Можно применять высокоглиноземистые шлаки, содержащие 45% Al2O3, но они дороги. В тройной системе CaOSiO2MgO, составы, отвечающие нужному диапазону основностей L = (1,8 – 2,5) имеют высокую температуру плавления. (t л = 17000С). На рис.5 представлена вязкость шлаков системы CaO –– SiO2 Al2O3MgO в виде линий, равной интенсивности (цифры у кривых). Вязкость более 6-это, видимо, шлаки в твердом состоянии. Такие шлаки не могут быть использованы для рафинирования стали без присадки 5 – 10% плавикового шпата. Шлаки 1 и 2 приготовлены спечением порошков; основой шлаков 4 – 7 послужил шлак №3 – типичный электропечной шлак. Отличаются шлаки – количеством MgO. Чем больше количество MgO, тем выше температура плавления шлака и соответственно более вязок (гуще) шлак. (Рис.5)                         

                                                                                                           Табл.6

Температура плавления некоторых шлаков системы CaOSiO2Al2O3MgO

Номер шлака

Состав шлака в %

CaO/SiO2

Температура ликвидус,0С

CaO

SiO2

MgO

Al2O3

CaF2

1

55,0

45,0

1450

2

50,0

20,0

30,0

2,5

1550

3

49,9

22,2

14,6

4,1

8,2

2,2

1430

4

57,0

22,4

5,9

4,4

7,7

2,2

1305

5

46,9

21,2

19,4

4,0

7,7

2,2

1505

6

45,8

20,3

23,5

3,2

6,7

2,2

1580

7

46,5

13,5

18,7

4,2

16,8

3,4

1460

8

39,9

35,0

12,7

12,4

1,1

1250

9

36,8

31,6

19,5

12,1

1,2

1290

                                      Окисленность расплава

По химическому составу шлака (табл.5) рассчитаем равновесную концентрацию кислорода в расплаве. [4,6,24] Воспользуемся методом Кожеурова, по которому массовые доли или процентное содержание оксидов пересчитывают на числа молей на 100г шлака.

ni = %(масс.)/ (молекулярная масса)

Общее число катионов:

Σni = nFeO + nMnO + nCaO + nMgO + nSiO2 + 2*nP2O5                              (12)

Ионную долю рассчитывают:

Хi =                                                                                                           (13)

Расчет и обозначение ионных долей катионов:

Х1 = ХFe2+ =                Х2 = ХMn2+ =

Х3 = ХСa2+ =                    Х4 = ХMg2+ =

Х5 = ХSi4+ =                    Х6 =ХP5+ =

Активность любого оксида рассчитывается с поправкой на коэффициент активности катиона γi, например:

                                                аFeO = Х1*γi                                                          (14)

Формулы Кожеурова для расчета коэффициентов активностей γi имеют вид:

Lgγ1 = lgγFe2+ = [2,18*Х2*Х5 + 5,90*(Х3 + Х4)*Х5 + 10,50*Х3*Х6]     (15)

lgγ2 = lgγMn2+ = lgγ1 - Х5                                                                            (16)

lgγ4 = lgγMg2+ = -                                                            (17)

lgγ6 = lgγP5+ = lgγ1 - ,                                                                          (18)

где: Т – температура, К.

Данные для расчета приведены в таблице 7

                                                                                                             Табл.7

Исходные данные и расчет ионных долей.

Химический состав шлака по расплавлению шихты, %

Температура, 0С

Составляющие

FeO

MnO

CaO

MgO

SiO2

P2O5

1530

%, (Табл.5)

5,84

0,94

43,3

23,25

15,00

0,47

Молекулярная масса

72

71

56

40

60

142

Хi

Х1

Х2

Х3

Х4

Х5

Х6

Число молей, ni

0,081

0,013

0,773

0,581

0,250

0,0033

∑=1,705

Ионная доля, Хi

0,0475

0,0076

0,454

0,340

0,147

0,0039

∑=1,000

nFeO = 5,84/72 = 0,081; nMnO =0,94/71 =0,013; nCaO =43,3/56 =0,773 и т.д.

Х1 = 0,081/1,705 =0,0475; X2 = 0,013/1, = 0,0076; X3 = 0,773/1,705 = 0,454; и т.д.

Сумма ионов: Σni = nFeO + nMnO + nCaO + nMgO + nSiO2 +2*nP2O5 = 0,081 + 0,013 + 0,773 + 0,581 + 0,25 +2*0,0033= 1,705

Рассчитаем коэффициенты активностей компонентов шлака, γi:

lgγ1 = (2,18*0,0076*0,147 + 5,90(0,454 + 0,340)*0,147 + 10,50*0,454*0,0039) = 0,3836                            или 100,3836 = 2,475                                    т.е. γ1 = 2,475

lgγ2 = 0,3836 - *0,147 = 0,2059.                                           γ2 = 1,6064.

lgγ4 = -         γ4 = 0,569.

Lgγ6 = 0,3836 -                                          γ6 = 0,0055

Рассчитаем активность компонентов шлака. (Ф14)

aFeO = 0,0475*2,475 = 0,1176                           aMnO = 0,0076*1,6064 = 0,0122

aMgO = 0,340*0,569 = 0,193                      aP2O5 = 0,00392*0,00552 = 4,60*10-10

Рассчитаем растворимость кислорода в металле. Формально переход кислорода из шлака в металл представляется уравнением:

                        Fe + [0] = (FeO)                                                                             (19)

lgK =            K = 6,456

[O] =                lgfО = (0,736 -                                                   (20)

Т.к. неизвестна величина [O], примем fО = 1,0; тогда [O] =

Подставим величину 0,01822% в уравнение расчета lgfo (20)

lgfo = (0,736 -  = -0,004274.                  fo = 0,99

Пересчитаем количество кислорода. [O] =

Полученное значение близко к первому, равному = 0,0186%, расчет по [O] считаем завершенным.

                                         Кремний

  Рассчитаем количество [Si], равновесное с [O] = 0,0184%. Формально реакция окисления кремния:

     [Si] + 2[O] = SiО2                                                                                                     (21)

lgKSiO2 = lg =                                             (22)

aSiO2 = 1; [O] =0,0184%; fО = 0,99

lgfSi = 0,18%C - 0,003%Cr + 0,02%Mn – 0,23%O – 0,11%P + 0,056%S + 0,11%Si + 0,025%V = 0,18*1,3 -0,003*10 + 0,02*0,22 – 0,23*0,0184 -0,11*0,025 + 0,056*0,025 + 0,11*0,4 +0,025*0,4 = 0,2834                100,2834 = 1,920

fSi = 1,920

lg   105,044=110662

lg или          [%Si] =

[Si] = 0,0142 %

  Это равновесная концентрация кремния в стали, т.е. кремний окислится при расплавлении шихты.

                                   Углерод

  Рассчитаем равновесную концентрацию углерода при содержании кислорода, равном [O] = 0,0187%.

[C] =                                      (23)

Это означает, что углерод может выгореть с 1,3% до 0,109%. Кислород, углерод и хром (оксиды хрома) взаимодействуют друг с другом по реакции (Cr >9%)

1/4(Cr3O4)тв. + [C] = 3/4[Cr] +{CO}                                                                               (24)

lgK1/4 = lg[Cr]3/4*РСО/аС = -                                                                     (25)

lg                                                                                              (26)

При выплавке коррозионностойких сталей с никелем, [Ni] повышает активность углерода и способствует обезуглероживанию расплава. В этом случае равновесные количества оцениваются по уравнению [15,25].

lg                                                                          (27)

На рис.6 приведено соотношение между [C], [O], температурой (жирные линии) и [Cr]. Рис.6 показывает, что длительная выдержка расплава при постоянной температуре (например 16000С-жирная линия) под окислительным шлаком сопровождается одновременным выгоранием (окислением) углерода и хрома. В случае выплавки коррозионностойкой стали для выжигания углерода, с одновременным сохранением хрома, в расплаве необходимо повышать температуру расплава до 20000C. В рассматриваемом примере после расплавления необходимо скачать окислительный шлак.

                                                 Марганец

  Оценим равновесную концентрацию марганца в расплаве. Константа равновесия для реакции имеет вид: [Mn] + (FeO) =(MnO) + Fe

KMn =  lgKMn =  KMn = 100,62 = 4,18

[%Mn] =

                                                Фосфор

  По Кожеурову, количество равновесного фосфора рассчитывается по формуле:

[%P] =  = ,                                         (28)

где: 0,023 –константа равновесия реакции 2[P] + 5(FeO) = (P2O5) + 5Fe                  (29)

  Видим, что активности (FeO) недостаточно для удаления фосфора, т.е. при высокой концентрации углерода в расплаве и соответственно небольшой активности (FeO) фосфор невозможно удалить до малых значений.

  Расчеты показывают, что при данном химическом составе расплавленной ванны хром не окисляется, выгорает кремний, удаляется марганец, а затем может выгореть углерод. Фосфор может быть удален до 0,031%.

5.Основные правила проектирования отделений, цехов

  При разработке проекта участка, отделения, пролета или цеха обязательно учитывают возможность применения технологий высокого уровня (ТВУ) [8]. По этой технологии сталеплавильному агрегату (напр. ДСП) отводится роль производителя высококачественного полупродукта [9], а доводка металла проводится в агрегатах внепечной обработки. Легирующие элементы вводят при выплавке полупродукта в ДСП или при сливе расплава в ковш, а минимальную коррекцию осуществляют на установках внепечной обработки. Приведенная последовательность проведения технологических операций служит основой проектирования современных ЭСПЦ или реконструкции существующих цехов. Иногда реконструкцию проводят с целью перестройки цеха на выпуск готового сортового проката, труб или проволоки, т.е. проектируют мини-завод. С этой целью в технологический поток встраивают печи подогрева и прокатные станы. (см. рис.13, 19, 20, 21, 23, 26 прил.2 ч.2). С целью успешной реализации ТВУ необходимо уделять каждому элементу технологии особое внимание. Некоторые элементы технологии:

   Подготовка шихты: скрап ЭСПЦ и прокатных цехов должен храниться в отдельных бункерах; покупная шихта должна быть сертифицирована и храниться в специальных закромах. Все ингредиенты должны быть сертифицированы и храниться в бункерах.

                  

  Подача шихты. В ЭСПЦ с печами 80 – 200 т и выплавляющих ограниченный сортамент сталей целесообразно подавать шихтовые материалы, используя конвейеры, организовать подогрев шихты можно либо на конвейерах или в специальных камерах над печами или используя тепло охлаждающихся литых заготовок (продукции цеха). В действующих цехах, оборудованных печами небольшой емкости: ДСП 1,5 – 20т шихтовые материалы подают в загрузочных корзинах (бадьях), лотках или мульдах. Мульды загружают в печь напольными или крановыми завалочными машинами.

  Слив полупродукта. В цехах, оборудованных крупными электропечами и выпускающих ограниченный сортамент сталей, печи оборудуют эркерным или сифонным выпуском металла. [10] (Рис.7). Металл сливается в разогретый ковш не полностью. Печь работает с «болотом». Заправку таких печей проводят через 8 – 10 плавок после полного слива металла. В этом случае полупродукт сливают в сталеразливочный ковш, установленный на сталевозе. Этот сталевоз перемещает ковш на АКВОС и может одновременно обслуживать печь и АКВОС (рис.12, прил.2, ч.2) рис.7, 8. После обработки на АКВОС сталеразливочный ковш мостовым краном снимают со сталевоза и перемещают на МНЛЗ для последующей разливки.

  В цехах, оборудованных ДСП небольшой емкости, металл сливают в прогретый до 800-10000С ковш, подвешенный мостовым краном перед сливным желобом.(Рис.5 прил.2).

  Слив шлака. В цехах, оборудованных малотоннажными печами, шлак скачивают гребками в шлаковую чашу (шлаковню). Шлаковни удаляют либо по железнодорожным путям или мостовыми кранами. (Рис.1, 4, 5, 7, 11, 13 .прил.2, ч.2) Шлак из крупнотоннажных печей сливают в автошлаковозы (Рис.7) или в шлаковни, установленные на железнодорожные тележки.

  Ремонт футеровки. В цехах, оборудованных крупными ДСП, футеровку вакуум-камеры, сталеразливочных ковшей и промковшей ремонтируют на специализированных участках, а в цехах, оборудованных малотоннажными печами в плавильных, разливочных или дополнительных пролетах. (Напр.рис.1,2,4 прил.2, ч.2)

              6. Принципиальные проектные решения

  В состав крупных ЭСПЦ входят: главное производственное здание, футеровочное отделение, отделение сыпучих материалов и ферросплавов, экспресс-лаборатория, административно-бытовой корпус. Сюда же входят: ремонтный и электроремонтные цехи, компрессорная и кислородные станции, понижающая электроподстанция, скрапоразделочный цех, цех шлакопереработки, склады огнеупоров, электродов, смазочных материалов, газовое и водное хозяйство, межцеховой транспорт и др.

           

  В случае ЭСПЦ, оборудованных молотоннажными печами, все перечисленные службы размещаются в специальных пристройках к главному производственному зданию и в пролете обработки литой заготовки. Главное производственное здание состоит из шихтового, сталеплавильного, литейного пролетов, а также пролета обработки и складирования литой заготовки. В административно-бытовом корпусе размещают экспресс-лабораторию.

  Основное производственное здание крупных ЭСПЦ – это главное здание, где размещены электропечи, агрегаты внепечной обработки, МНЛЗ, основное технологическое и крановое оборудование. Главные здания крупных ЭСПЦ сооружаются двух типов: 1) со специализированными пролетами и 2) с размещением в одном пролете всех технологических агрегатов. К первому типу относятся главные здания, включающие параллельно расположенные специализированные пролеты: шихтовой, печной, бункерный, ковшевой, распределительный (внепечной обработки), МНЛЗ, пролеты обработки и складирования литой заготовки. (Рис.10 прил.2,ч.2), (и рис.9 и 10.) Т.е. применена классическая схема размещения оборудования, наследованная от планировки малотоннажных печей. (Рис.1-10 прил.2, ч.2). По классической схеме цеха состоят из шихтового, плавильного, литейного и пролета обработки складирования литой заготовки. При небольшом количестве печей-(3-4) печи, их устанавливают вдоль плавильного пролета. В случае большего количества печей –(5-7) печей, возникают сложности обслуживания печей, находящихся в середине пролета, особенно если плавильный и литейный пролеты соединены. В этом случае применяют блочную схему планировки основного технологического оборудования. (Рис.8). При блочной схеме печи размещают поперек пролета, и каждую печь обслуживает свой кран. В этом случае рядом с печью устанавливают установку внепечной обработки и МНЛЗ.

  Высота зданий определяется принципиальными решениями установки ДСП на полу цеха или на специализированной площадке, а также габаритами защитного экрана печи (Рис.13 прил.2, ч.2), рис.9. и высотой МНЛЗ. В случае установки экрана, межу верхом экрана и низом конструкций крана расстояние должно быть не менее 2-х метров, для проведения ремонтных работ. Применение технологий ТВУ требует вакуумирование металла при разливке на МНЛЗ. В этой связи необходимо предусмотреть габаритные размеры на установку вакуумирования струи металла.

  Установка сверхмощных сталеплавильных печей ДСП (100 – 200) создает дополнительные экологические проблемы, главными из которых являются значительное возрастание уровня шума и повышение интенсивности газо- и пылевыделений. [15]. С целью эффективного снижения уровня шума и создания хороших условий для газо и пылеулавливания печи заключают в защитный кожух. По одному из вариантов конструкции кожуха при завалке шихты открываются двухстворчатые загрузочные ворота, завалочная бадья вводится внутрь кожуха. Свод отведен. Ворота закрываются, открытой остается лишь щель в крышке защитного кожуха для прохождения тросов загрузочного крана. Металл выпускается в ковш, установленный на сталевозе, который через ворота на уровне пола цеха въезжает в укрытие. (Рис.9) Для прохода персонала к печи в кожухе имеется калитка. В период работы дуг персонал находится вне защитного кожуха. Телеобъективы позволяют рабочим следить за сливным желобом и рабочим окном.

  Рассмотрим пример размещения основного технологического оборудования в случае применения сверхмощных печей по выплавке коррозионностойких сталей в ЭСПЦ, работающем по дуплекс процессу с применением внепечного аргонокислородного рафинирования. По проекту главное здание состоит из пролетов: шихтового, печного, АКР, бункерного, загрузочного, МНЛЗ и ряда других, связанных с охлаждением, зачисткой и складированием непрерывнолитых заготовок. (Рис.9, 10). Применена классическая схема размещения оборудования. Материалы из шихтового пролета в бункерный передаются напольными самоходными тележками 3. В печном пролете размещена ДСП-100, снабженная топливо-кислородными горелками и водоохлаждаемыми панелями в стенах и на своде 7. Печь размещена в пыле-шумоизолирующем кожухе 8 и загружается мостовым краном. Специальная напольная машина 6 скачивает шлак. Шлак скачивают в чашу и вывозят шлаковозом 23 через загрузочный пролет. Легированный полупродукт выпускают в глуходонный передаточный ковш 19, установленный на сталевозе. В печном пролете размещены участки для ремонта футеровки сводов и водоохлаждаемых панелей. Между печным и загрузочным пролетом расположен пролет, обычно называемым бункерным. В данном пролете размещены конвертора АКР. Пролет оборудован подвесными расходными бункерами 21, которые загружаются конвейерными транспортерами сыпучими и ферросплавами. Из бункеров сыпучие и ферросплавы через отверстие в своде подают в печь, а также системой конвейеров загружают в реторту АКР. Конвертор ремонтируют в загрузочном пролете, вывозя его по специально предусмотренным рельсовым путям. Загрузочный пролет предусмотрен для обеспечения загрузки конвертора шихтовыми материалами, передачи готовой стали на МНЛЗ, ремонта огнеупорной футеровки АКР и ковшей, а также уборки шлака из цеха. Легированный полупродукт в глуходонном ковше на сталевозе передается из печного пролета в загрузочный. Затем мостовым краном полупродукт переливают в наклоненный конвертор.

Материалы, которые невозможно загружать из бункеров, (никель, легированный лом) передают из шихтового пролета в загрузочный самоходными тележками и затем загружают специальными машинами в конвертор по мере необходимости. Готовую сталь сливают из конвертора в сталеразливочный ковш, установленный на сталевозе. Сталевоз выкатывают в загрузочный пролет и мостовым краном устанавливают на поворотный стенд МНЛЗ. Ковш поворачивают на 180 град. и сталь разливают на МНЛЗ. После окончания разливки ковш поворотным стендом возвращается в загрузочный пролет, где шлак сливают в чаши, а ковш готовят к следующему приему плавки.

  В связи с тем, что базами практики служат заводы «Электросталь» и «ЭЗТМ», авторы основное внимание уделили расчету малотоннажных печей и их компоновочных решений на планах цехов.

     7. Расчет и компоновочные решения размещения оборудования в цеху

  В основе расчета количества оборудования и его размещения положена схема производственного процесса, программа цеха и режим работы. В дипломном проекте всегда рассматривают две схемы производственного процесса. Одну схему принимают за базовый вариант, а вторая схема – альтернативная, т.е. внесены изменения в базовый вариант. За базовый вариант принимают, как правило, существующий – заводской, где студент проходил практику. В сравниваемом варианте предусматривают современную технологию или более современное оборудование и лучшую технологию. При этом соблюдают принцип соответствия базового и альтернативного вариантов:

  а) выпускается одинаковая продукция;

  б) используются аналогичные шихтовые материалы;

  в) получают близкие, лучшие по качеству характеристики выпускаемой продукции.

Производственные процессы (маршрутная технология) в обоих вариантах представляются в виде блочных схем, например:

               

  В настоящее время основными тенденциями в производстве высококачественной стали являются следующие мероприятия:

  а) перенос процессов рафинирования и доводки до заданного марочного состава в агрегаты внепечной обработки расплава;

  б) перевод выплавки стали в электропечи постоянного тока;

  в) получение малоуглеродистой нержавеющей стали в агрегатах с продувкой кислородом или водяным паром;

  г) замена разливки в изложницы разливкой на МНЛЗ;

  д) создание мини-заводов по выпуску готового сортового проката, ленты или проволоки.

В этой связи одним из альтернативных вариантов может быть:

          

                      Производственная программа.

  Производственная программа цеха, отделения рассчитывается в натуральных единицах (тоннах), производимых в течение календарного года [11]. В базовом варианте (в заводском цеху, где проходила практика), выплавляется широкий ассортимент продукции из многих марок сталей и сплавов. В сравниваемом варианте используют ограниченный сортамент продукции и марочный состав, (напр. 2-3 марки), но увеличивают объем выпускаемой продукции до реального, заводского.

                    Расчет потребного количества основного оборудования.

  Расчет проводится для: 1-плавильных агрегатов; 2-МНЛЗ; 3-кранов.

Исходными данными для расчета необходимого оборудования служит годовой объем выплавляемой продукции, выбранный тип оборудования и режим его работы. В большинстве проектов принимают оборудование периодического действия, в связи с этим расчеты представлены для данного типа оборудования. Необходимое количество оборудования (Ор) рассчитывают по формуле:

                                             Ор = ,                                            (30)

где: Тi – время, потребное для выплавки данной марки стали, сплава, часы;

m – количество выплавляемых марок сталей (сплавов);

FО – годовой фонд времени работы единицы оборудования.

  Величина Тi – определяется по уравнению:

                                           Тi = ,                                                               (31)

где: Аi – производственная программа по маркам; Рi – часовая производительность единицы оборудования.

Рi – рассчитывается по формуле: Рi  = ,                                                (32)

где:  - масса одной загрузки печи, т; Тп – нормативное время обработки одной плавки, час. Масса одной загрузки определяется типом выбранного оборудования. Например, для плавки выбраны печи ДСП-12 или ДСП-20, масса выплавляемого металла 12т и 20т соответственно.

  Нормированное время обработки одной плавки определяется по формуле:

            Тп = То + Тз + Тсл + Тпз + Тзг,                                                              (33)

где: То – основное (технологическое) время; Тз – время на заправку печи; Тсл –время на слив металла; Тпз – неперекрываемое время обслуживания оборудования на одну плавку; Тзг – время загрузки. (Все цифры в часах).

  Расчет годового фонда работы оборудования для заводов непрерывного цикла (Заводы Ч.М.) проводят по формуле:

            Fо = ТН(1 – 0,01ТПО),                                                                           (34)

где: ТН – номинальный фонд рабочего времени печи за год, час; ТПО –время, учитывающее текущие простои печи, включая задержки в работе печи (перепуск или смена электродов, перестройка механизмов и т.д.) Его принимают в % от ТН. При непрерывном  (четырех бригадном) графике ТН составляет:

           ТН = 24*[365 – (КР + ППР)],                                                                 (35)

где: 365 - число календарных дней в году; (КР + ППР) – число суток, выделяемых на капитальные ремонты и планово-предупредительные ремонты печи в году; (КР + ППР) следует принимать:

                                   для     ДСП-5               16 суток

                                   для     ДСП-40              26 суток

                                   для     ДСП-100            40 суток.

ТПО – следует принимать: а) для печей однородных марок – 12%; б) для печей широкого марочного состава – 15%.

 8. Пример расчета количества печей для выплавки стали Х12МФ1 на годовую программу 50000 тонн

  Блок схема процесса представлена на рис 11. Выплавку высокохромистых и быстрорежущих сталей проводим в печах ДСП – 20. Из данных преддипломной практики известно время, затраченное на проведение следующих операций:

                                    Заправка           20 минут,

                                    Завалка             20 минут,

                                    Плавление      180 минут,

                                    Рафинировка    55 минут,

                                    Слив металла     5 минут,

                                                 Всего     280 минут или 4,7 часа.

Откуда нормированное время обработки одной плавки составит (33):

        ТП = ТО + ТЗ + ТСЛ + ТПЗ + ТЗАГ = 4,7 + 0,3 = 5 час.

Рассчитаем производительность печи (32):

     Pi  =

Рассчитаем время, необходимое для выполнения намеченной программы (31):

     Тi =

Определим величину нормированного времени ТП:

      ТП = 24[365 – 26] = 8136 час.

Определим годовой фонд работы оборудования (34)

       FO = ТН(1 – 0,01ТПО) = 8136*(1 – 0,01*12) = 7160 час. По данным ГИПРОМеза Fо принимают 300 суток или 300*24 = 7200 час.

Рассчитаем количество печей, потребное для выполнения заданной программы:

       Ор =

Принимаем 2 печи или Оф = 2; определим коэффициент загрузки печей:

       Ζ =

Коэффициент 83% показывает достаточную загруженность печи. Резерв на увеличение выплавляемого металла составляет 17%. Резерв можно увеличить, сократив время заправки и завалки.

Вспомогательное оборудование выбирают по каталогам в зависимости от его производительности. Обычно АКВОС емкостью 20т может работать с двумя печами ДСП20.

                    9. Площади и планировка отделения.

Планировку отделения, цеха следует начинать с выяснения взаимосвязей участков в отделении и отделений в цеху. Выяснив расположение участков и отделений, необходимо наметить направление грузопотока по пролетам и цеху, т.е. в поступлении материалов из шихтового отделения к плавильному участку и из плавильного, к участку внепечной обработки и затем на участок разливки и отгрузки литых заготовок в прокатные цеха. В грузопотоке не должно быть встречных перемещений. Для организации грузопотока намечаются точки поступления ингредиентов и точка выхода готовой продукции рис.13. Затем в соответствии с основным направлением движения материалов и продукции по операциям размещается оборудование, промежуточные складские площадки, участки ремонта разливочных ковшей, промковшей, сводов и т.п.

                           

  Площадь цеха по назначению делится на производственную и вспомогательную. К производственной относятся площади, занимаемые участками основного производства, на которых производится подготовка шихты, выплавка металла, рафинировка стали, разливка и отгрузка заготовок, а при необходимости и предварительный отжиг или отпуск металла перед отгрузкой произведенных заготовок. Помимо выше перечисленных, в производственную площадь входят площадки для хранения мульд и корзин с шихтой, площадки для хранения изложниц, площади для размещения бункеров с флюсами, а также проезды для внутри цехового транспорта и прохода работающих.  

  В состав вспомогательных площадей относят площади, занимаемые:

- кладовыми для хранения шихтовых материалов, расположенных в помещении цеха;

- мастерскими механика и энергетика по ремонту оборудования;

- экспресс - лабораториями по анализу материалов и технологических параметров;

- энергетическим и сантехническим оборудованием (преобразователи электрического тока, воздуходувки, вентиляторы);

- станциями КИП и автоматики;

- трансформаторными подстанциями.

  Вспомогательная площадь принимается из расчета 25 – 30% от величины производственной площади.

  Для учебных целей площадь рекомендуется рассчитывать по укрупненным показателям путем суммирования площади для каждого вида оборудования.

              Sобор. = ,                                                                                     (36)

где: Si – площадь, занимаемая единицей основного оборудования, м2; n – количество основного оборудования; Sобор. - площади, занимаемые основным оборудованием.

Площади, отводимые на внутри цеховую транспортировку груза, принимают в расчете 25% от площади, занимаемой основным оборудованием. Площади на складские площадки принимают в размере 10% от площади, занимаемой основным оборудованием. Площади для ремонта ковшей, промежуточных ковшей сводов составляют 15% от площади, занимаемой основным оборудованием. Площади под мульдами, бункерами, находящимися около печей, принимают в расчете 20% от площади печей.

              Расчет площадей для рассматриваемого примера.

                                                                                                              Табл.8

  Сводная ведомость оборудования сталеплавильного пролета

N п/п   

Наименование

Число единиц

Занимаемая площадь, м

Стоимость, тыс. руб.

Единицы

общая

1

Дуговая сталеплавильная печь ДСП-20

2

150*

1650

3300

2

АКВОС

1

200*

3375

3375

3

Печь прокалочная

1

60

17,6

17,6

4

Горн

1

20

12

12

5

Сверлильный станок

1

20

35

35

6

Пресс ковочный

1

40

38

38

  * - с учетом площадей, занимаемых трансформаторами, воздуходувками.

1.- Определим величину площади, занимаемой основным оборудованием:

  Sобор. = 2*150 + 1*200 + 1*60 + 1*20 + 1*20 + 1*40 = 620 м2

2 – Площади на проходы:   Sпрох. = 0,25*Sобор.= 0,25*620 = 155 м2

3 – Площади на складские площадки:   Scкл. = 0,1*Sобор. = 0,1*620 = 62 м2;

4 – Площади под корзины, мульды:   Sкор. = 0,2*n*Sп = 0,2*2*150 = 60 м2;

5 – Площади для ремонта ковшей, сводов:   Sковш = 0,15 *Sобор. = 0,15*620 = 93 м2;

6 – Общая производственная площадь равна:   Sпроиз. = Sпрох. + Sскл. + Sкор. +Sковш. + Sобор. = 155 + 62 + 60 + 93 + 155 = 990 м2. Округлим до 1000 м2;

7 – Вспомогательная площадь:   Sвс. = 0,25*Sпроиз. = 0,25*1000 = 250 м2;

8 – Общая площадь плавильного отделения равна:   Sобщ. = Sпроиз. + Sвс. = 1000 + 250 = 1250 м2. Округляем до 1300 м2. Округление проводим до большей величины с целью резервирования площадей для размещения нового оборудования или создания непредусмотренных в момент проектирования участков.

  При проектировании плавильного пролета решают два основных вопроса: 1) - на каком уровне должны быть размещены печи и 2) - кранами какого пролета будут обслуживаться печи. Электросталеплавильные печи можно располагать: 1) на уровне пола литейного пролета; 2) на специальной площадке, находящейся на определенной высоте от пола.[12] Капитальные затраты ниже, в случае расположения печей на уровне пола, т.к. понижается общая высота здания цеха, и следовательно, уменьшаются потери тепла, упрощается транспорт материала к печам с шихтового пролета. Обычно такое решение принимают в случае установки малотоннажного оборудования  типа (ДСП1,5 – 5) При установке одной, двух ДСП-5 на уровне пола сталеплавильный пролет совмещают с литейным. Трансформаторные подстанции и пост управления располагают сбоку от печей, в специальном пролете типа бункерного, а сами печи придвинуты к одной из стен. В этом же пролете проводят капитальный ремонт и прогрев ковшей, ремонт сводов и промковшей. Перед печью приходится устраивать специальные углубления, предназначенные для установки ковша и шлаковой чаши (Рис 1 – 4 прил.2, ч.2). Во время извлечения шлаковой чаши из приямка задолживается кран литейного отделения; очистка приямков от мусора, разлившегося шлака и металла – трудоемкая операция.

  В современных цехах печи размещают на специальной площадке (табл. ), т.к. проще решать вопросы, связанные с установкой печных трансформаторов, установок внепечной обработки расплава и главное – значительно облегчается обслуживание печей. При установке нескольких печей (типа ДСП-20) печная подстанция располагается между двумя соседними печами. (Рис.5, 9, 17, 18, прил.2, ч.2) Посты управления также находятся на рабочей площадке напротив печей. Под рабочей площадкой организуют хранение огнеупоров, ферросплавов, дефицитных легирующих элементов и т.п. Шлак скачивают через рабочее окно в шлаковую чашу, установленную на железнодорожную тележку или автошлаковоз. Тележки передвигаются по рельсам, подведенным к отдельным печам. При тщательном обслуживании шлаковых путей, шлак

                                                                                         Табл.9

  Рекомендуемые параметры размещения печей. [8]

Наименование

                  Параметры

Емкость печи, т

    50

     100

          150

Высота рабочей площадки, м.

7

8

8

Высота до уровня головки подкранового рельса, м

24

27

28

Ширина печного пролета

27

30

33

быстро удаляется из цеха без его перевалки внутри отделения. В случае крупных печей >100т, есть вариант, по которому шлак сливают под рабочую площадку, не применяя шлаковых чаш, на пол цеха. Затвердевший шлак специальным скребковым краном извлекают из-под площадки и погружают на думпкар. В этом случае под рабочей площадкой размещают радиаторы водяного охлаждения и организуется мощная система газо- и пылеотсоса.

  Независимо от расположения печей, перед ними  и вокруг них отводятся площадки достаточного размера для размещения загрузочных приспособлений, организации кратковременного хранения шихтовых материалов, необходимых для ведения плавки (ферросплавы, кокс, известь, железная руда и т.д., см. хронометраж плавки), а также для размещения корзин с шихтой. Рядом с ДСП размешают печи для прогрева ферросплавов, извести, а так же весы. В примере - это 20% от площади занимаемой ДСП. Печи емкостью > 10 тонн устанавливают так, чтобы они обслуживались кранами плавильного пролета. Это связано с необходимостью капитального ремонта печей. При капитальном ремонте печей надолго задерживаются мостовые краны. В случае обслуживания печей кранами литейного пролета, это затрудняет работу в нем. Таким образом, при расположении печей под кранами литейного пролета, если и достигается некоторая экономия в первоначальных затратах, то весьма сильно усложняется работа в цеху.

  При расположении печей под кранами плавильного пролета удлиняют выпускной желоб печей вследствие наличия мертвой зоны  в перемещении мостового крана вблизи подкрановой балки, расположенной на границе печного и литейного пролетов, или применяют сталевозы для транспортирования ковшей на агрегаты внепечной обработки или МНЛЗ. Примеры планов цехов представлены на рис. 4, 8, 10, 16, 17 прил.2, ч.2.

                                        Шихтовое отделение.

  На заводах, производящих качественные стали и сплавы, шихтовые материалы хранятся в закрытых помещениях, недоступных для посторонних людей. Шихта, расположенная на открытых складских площадках, насыщается влагой. Сталь, выплавленная из такой шихты, отличается низким качеством. В ЭСПЦ, оборудованных печами до 80 тонн, шихтовое отделение примыкает к сталеплавильному пролету, что значительно упрощает транспорт шихтовых материалов на плавильную площадку. Если печи размещены на рабочей площадке, то мульды или лотки подаются на балкон, соединяющий шихтовой пролет и рабочую площадку. (Рис.5,7,9, прил.2,ч.2) С балкона при помощи загрузочных устройств шихта подается к печам.

  При загрузке печей сверху, загрузочные корзины устанавливаются на тележках, перемещающихся по железнодорожным путям шихтового пролета в печной пролет. Хорошим решением признан вариант подачи корзин в концы печного пролета, не перекрытые рабочей площадкой. В этом случае нет необходимости устраивать люки в рабочей площадке и, кроме того, обслуживание корзин, находящихся не под рабочей площадкой, упрощается. (Рис.10 прил.2,ч.2)

  Площадь шихтового пролета рассчитывается в соответствии с программой цеха и нормами хранения материалов. Для каждой марки материала предусматривают свой контейнер. Отводятся площадки для хранения порошкообразных материалов. Они должны храниться в бункерах, снабженных транспортерами. Выделяются площадки для разделки пребывающего крупногабаритного лома газокислородной, электродуговой или иными способами резки. Если обслуживаемых печей довольно много, то закрома с одноименной номенклатурой повторяют и размещают по пролету: в начале, середине и в конце отделения. Стеллажи для мульд, лотков, загрузочные корзины, весы, железнодорожные пути должны быть надлежащим образом размещены внутри пролета, и для них также отводится необходимая площадь.

  Шихтовые пролеты обслуживаются мостовыми магнитными грейферными кранами. Эти же краны используют для подачи мульд, лотков на балкон рабочей площадки печей.

                          Разливочный (литейный) пролет.

  Метод организации разливки предопределяет разработку плана литейного пролета (отделения). Применяют четыре способа организации разливки: 1) – разливка на МНЛЗ; 2) – разливка в подвижные составы; 3) – разливка в стационарные канавы; 4) – разливка с использованием конвейеров. При любой организации разливки в печном и литейном пролете отводят площади для: ремонта и сборки ковшей; ремонта сводов; участок для установки шиберных затворов; сборки и сушки стопоров; установки кузнечного горна и пресса, которые используются для изготовления цехового инструмента, например ложек для отбора проб металла и шлака, а также необходимо установить сверлильный станок для изготовления отверстий в деревянных плашках, применяющихся для скачивания шлака, и необходимо предусмотреть растворный узел.

  Наиболее прогрессивным является способ  разливки металла на МНЛЗ. (Рис.14, 15.) Преимущества непрерывной разливки по сравнению с разливкой в изложницы заключается в сокращении числа операций, увеличении выхода годного металла, улучшения качества сталей и сплавов из-за быстрой кристаллизации расплава, более полной автоматизации процесса разливки. При отказе от блюминга или слябинга улучшаются условия труда. Нет необходимости содержать парк изложниц, отказываются от создания отделения раздевания слитков. Непрерывная разливка дала возможность организовать непрерывный высокопроизводительный процесс производства непрерывных заготовок по профилю и размерам, пригодным для использования на сортовых и листовых станах, минуя блюминг или слябинг. Появилась возможность создать мини-завод по выпуску сортовой, листовой и проволочной продукции. С целью экономии энергии в некоторых случаях предусматривается передача непрерывно-литых заготовок непосредственно на прокатный стан без промежуточного складирования и охлаждения. (Рис.10, 14, 16, 17 прил.2, ч.2)

  Разливка в изложницы сохраняется при выплавке некоторых легированных сталей, для которых технология непрерывной разливки еще не разработана. Эти стали рекомендуют разливать в изложницы, изготовленные по наиболее совершенной технологии [16].

  Опасность возникновения прорывов металла ограничивает скорость вытяжки заготовок при непрерывной разливке. В настоящее время скорость вытягивания - порядка одного метра в минуту. С уменьшением сечения кристаллизатора скорость вытягивания увеличивают до 2 – 2,5 м/мин. Уменьшить вероятность прорыва металла в сортовых заготовках можно при непрерывном замере температуры по высоте кристаллизатора. Технологические меры, применяемые для увеличения линейной скорости разливки, должны включать: точное регулирование перегрева стали, что может потребовать разогрева металла в промежуточном ковше (рис 22), принятие мер, ускоряющих кристаллизацию стали; совершенствование смазки в кристаллизаторе (новые порошкообразные разливочные смеси, оптимизированный режим качания кристаллизатора); повышение эффективности охлаждения в кристаллизаторе; полная автоматизация процесса разливки.

  Большие возможности при производстве высоколегированных сталей, отливки из которых нельзя подвергать выпрямлению, открывает горизонтальная непрерывная разливка. Применение горизонтальной непрерывной разливки обеспечивает: полную герметизацию системы подачи металла в кристаллизатор; предупреждает вторичное окисление металла и значительно улучшает качество литой заготовки. Наиболее перспективным является совмещение разливки с прокаткой. В этом случае пригодны станы с высокой степенью деформации заготовок за один пропуск. Например, станы продольной периодической прокатки, винтовой прокатки со скоростями входа в клеть, измеряемыми метрами в минуту. (Рис.18,19,20 прил.2, ч.2) Если не удается создавать процесс непрерывной подачи заготовок в прокатный стан, применяют так называемый «горячий посад» (Рис.17 прил.2, ч.2) В этом случае горячие (при 700 – 800ОС) непрерывно литые заготовки загружают в печи прокатных станов, которые служат как бы печами - копильниками. Затем заготовки извлекают из печей и прокатывают.

  Одно из направлений развития новых схем процесса непрерывной разливки – получение тонких слябов (например, толщиной 20 - 50мм). Для этой цели применяют МНЛЗ с качающимися, ленточными или конвейерными кристаллизаторами. Скорость разливки на них может быть в пределах (5 – 20) м/мин. При этом экономия на прокате может составить 8 – 15%, сокращение расхода топлива до 40 кг/т и электроэнергии до 50 кВт*ч/т.

               10. Типы МНЛЗ и их применение

  Первоначально на практике применялись только вертикальные МНЛЗ. Недостаток – значительная высота и заглубление фундамента до 30 м, а также отсутствие увеличения скорости разлива металла. Исключается переход к перспективному технологическому процессу: совмещение непрерывной разливки металла с прокаткой. МНЛЗ вертикального типа применяют: при отливке слитков крупного сечения; сплошных трубных заготовок большого диаметра; полых трубных заготовок; при разливке сталей, склонных к образованию трещин.

  Вертикальные установки с изгибом полностью затвердевшего металла созданы с целью уменьшения высоты МНЛЗ и уменьшения глубины залегания фундамента. Непрерывный слиток разрезают на мерные заготовки в горизонтальном положении. По мере увеличения сечения более 200мм разница по высоте по сравнению с вертикальными установками уменьшается, что делает нецелесообразным применение этих установок. В последние годы в связи с внедрением технологии изготовления тонких слябов МНЛЗ с изгибом вновь начинают применяться.

  Радиальные МНЛЗ целесообразно применять при отливке мелкой сортовой  (сечением от 70х70 до 200х200мм) заготовки из сталей, не допускающих деформации в двухфазном состоянии.

  МНЛЗ криволинейного типа с прямым кристаллизатором применяют в высокопроизводительных цехах для разливки нелегированных и низко легированных сталей. Протяженность таких МНЛЗ достигает 45 – 47 м.

  МНЛЗ наклонно–криволинейного типа отличается от криволинейной тем, что радиальный кристаллизатор устанавливают под углом 50 – 550 к горизонтальной плоскости. Слиток на такой МНЛЗ формируется вначале на дуге постоянного радиуса и полностью затвердевает в криволинейном и горизонтальных участках. У этих МНЛЗ малая конструктивная высота, (не превышает 6м) для отливки максимального сечения 320х320мм. Они устанавливаются в небольших по высоте цехах для отливки сортовых заготовок. Обязательное условие применения такой МНЛЗ – оснащение системой электромагнитного перемешивания жидкой фазы слитка в процессе разливки металла.

  Горизонтальные МНЛЗ применяют для цехов малой емкости печей для разливки легированных и коррозионностойких сталей. Есть конструкции воронкообразного плоского кристаллизатора для отливки плоских заготовок – 60 – 70мм. Затем уменьшение толщины слитка осуществляется в направляющих зоны вторичного охлаждения до толщины порядка 40мм. В этом случае получается тонкий сляб для производства горячекатаной полосы и тонкого листа.

  Рекомендуемые значения базовых радиусов криволинейной МНЛЗ в зависимости от толщины или диаметра заготовки приведены в табл.11.

               Выбор основных параметров МНЛЗ.

  Определяющие факторы - это марочный состав разливаемой стали, размеры и формы поперечного сечения заготовок, вместимость сталеразливочного ковша, цикл подачи ковшей на МНЛЗ, расположение МНЛЗ в цеху. Для радиальных и криволинейных МНЛЗ базовый радиус R (табл. 11) является основным параметром. Базовый радиус ограничен в пределах = ((25 – 30) * толщина заготовки) сортовых и диаметра круглых заготовок.

  Другой важный фактор – это длина технологической линии, которая определяется из максимально ожидаемой в процессе разливки протяженностью жидкой фазы в заготовке с резервом 15%. Протяженность жидкой фазы определяется по формуле:

     L = K*a2*V,                                                                                                 (37)

где: К – коэффициент; а – толщина заготовки, мм; V – нормативная скорость разливки, м/мин.

  Коэффициент К выбирают из соотношений в/a (ширины к толщине слитка), табл.10

                                                                                                               Таблица 10

  Значение коэффициента К в зависимости от соотношения в/а.

Квадрат

Блюм

Сляб

в/а

1

1,1 – 1,9

2 - 3

3 – 4

4 - 5

5 - 6

>6

К

240

245 - 285

290 - 320

320 – 332

332 - 337

337 - 340

340

Нормативная скорость разливки, м/мин.:

Для слябов: V = K1*(1 + )/в                                                          (38)

Рекомендуемые значения К1:

      0,28 – 0,30 – стали углеродистые, низколегированные конструкционные;

      0,22 – стали судостроения, мостостроения, высоколегированные;

      0,18 – электротехническая, ШХ15, трансформаторная.

                                                                                                              Табл. 11

Рекомендуемые значения базовых радиусов криволинейной МНЛЗ.

Наименование

Параметры

Толщина или диаметр заготовки, мм.

100

150

200

250

300

350

400

Базовый радиус R при отливке слябов, м.

3,5

5

6

8

10

12

14

Базовый радиус R при отливке сортовой заготовки, м.

4,0

6

8

10

12

14

15

Для заготовок прямоугольного сечения: V = K2*(1 + )/в,                           (39)

где К2 – для сталей:

    0,15 – судостроения, мостостроения, трубная;

    0,11 – легированная конструкционная, инструментальная, высоко легированная, ШХ15.

Для заготовок квадратного сечения: V = 2*K2/a                                             (40)

  Металлургическая длина МНЛЗ определяется длиной жидкой фазы.

                                Н = 1,15*L, м                                                                       (41)

Аналогично определяется металлургическая длина МНЛЗ радиального, наклонно-криволинейного и горизонтального типов.

  Для МНЛЗ вертикального типа Н ≤ 15м, т.к. дальнейшее увеличение связано с большим ферростатическим давлением и возможностью прорыва металла. В этом случае расчет ведут от Н = 15метров к определению допустимых (а) и (в).

  Общая длина МНЛЗ от конца металлургической длины Н до конца приемного рольганга состоит из участков: рольганг перед газорезкой, устройство отцепления затравки, устройство резки заготовок, клеймитель, устройство хранения затравки, приемные транспортные рольганги, устройство поперечной передачи заготовок. В целом протяженность этого участка составляет 25 – 50метров.

    Определение параметров разливки стали на МНЛЗ.

  ГИПРОМезом введено понятие о максимально допустимом времени разливки металла (Тмах в мин.) из сталеплавильных ковшей различной емкости, м3 и рекомендуемая для расчетов реальная продолжительность разливки. Данные представлены в табл.12.

                                                                                                              Таблица 12

  Рекомендуемая продолжительность разливки. (Тмах)

Наименование

Величина параметра

Емкость ковша, м

25

59

100

150

200

300

400

Тмах., мин. углеродистых и низколегированных сталей.

55

60

75

85

95

110

120

Тмах., мин. легированных сталей.

35

40

55

65

75

85

100

  Количество ручьев в МНЛЗ определяется по формуле:

  N = ,                                                                                       (42)

где: К3 - = 0,9 потеря времени на непредвиденные простои;  – масса разливаемого металла в тоннах; Vнор. – нормативная скорость разливки, м/мин.;  - масса погонного метра литой заготовки, кг; Тр – время разливки, мин.

  Время разливки Тр в мин. равно Тр = ,                               (43)

где: N – количество ручьев.

  После определения времени разливки (Тр) для каждого сечения намеченного сортамента заготовок принимается время разливки, равное или кратное ритму поступления плавок из сталеплавильного отделения. Беря за основу принятое время разливки (Тр), зная количество ручьев в МНЛЗ и имея данные по размерному и марочному сортаменту заготовок, определяют параметры разливки (для каждого сечения протяженность жидкой фазы).

  Скорость разливки, м/мин.: V = ,                                            (44)

где: Т – время разливки, равное или кратное ритму поступления сталеразливочных ковшей в отделение.

  Протяженность жидкой фазы, м: L1 = K*a2*V,                                            (45)

где: V – скорость разливки, м/мин; а – толщина заготовки, м.

  Результаты сводятся в таблицу для анализа полученных результатов и проверки следующих условий:

                                    V < Vнор. + 20%          и         Тр ≤ Т < Тмах.             (46)

                       Определение количества МНЛЗ в отделении разливки.

  С внедрением агрегатов внепечной обработки стали и перенесением части технологических операций на АКВОС значительно сократилось время выплавки в электропечах и увеличилась их производительность. Время выплавки соизмеримо с временем разливки плавки на МНЛЗ и составляет 60 – 80 минут. С целью обеспечения разливки «плавка на плавку» в отделении разливки используют возможность внепечной обработки задерживать сталеразливочные ковши с металлом до момента подачи на МНЛЗ и обеспечить необходимую температуру металла перед разливкой. Металл, подаваемый на МНЛЗ, должен иметь:

-узкий диапазон колебаний температуры жидкой стали от заданной, в пределах +50С, что повышает качество металла осевой зоны литой заготовки;

-температуру металла в сталеразливочном ковше, обеспечивающую температуру стали в промежуточном ковше на 20-250С выше температуры ликвидус, для каждой марки стали;

- содержание серы и фосфора не должно превышать значений 0,025% и 0,015%. Ограничение содержания серы позволяет повышать пластичность металла в процессе затвердевания слитка и уменьшает развитие ликвационных процессов в осевой зоне.

  Для организации работы необходимо учитывать, что время разливки на МНЛЗ должно быть меньше или равно времени плавки, но не меньше времени обработки на АКВОС (АКОС). При производстве ремонтов одновременно с МНЛЗ должна останавливаться на ремонт и электропечь.

Если время разливки на МНЛЗ составляет половину времени плавки, то на одну МНЛЗ устанавливают две электропечи. С четырьмя печами – три МНЛЗ. Необходимое количество МНЛЗ равно: - N = ,                                        (47)

где: N – количество МНЛЗ; Ац – производительность цеха или намеченный объем; Ау – пропускная способность МНЛЗ.

                               Пропускная способность МНЛЗ.

  Пропускная способность Ау - максимально возможная производительность МНЛЗ при бесперебойном ритме снабжения ее металлом.

                                       Ау = ,т/год ,                (48)

где: 1440 – число минут в сутках; n – количество плавок в серии, при разливке металла «плавка на плавку» (для слябовых МНЛЗ – n = 4 – 8); Т – время разливки плавки, мин; Тп – время подготовки МНЛЗ к приему плавок (40 – 50- минут для единичных плавок и 60-90 минут при разливке сериями);  - средняя масса плавки, т; Ф – фонд времени работы МНЛЗ в году; Кв – коэффициент, учитывающий выход годного – 0,97 для слябов и 0,95 для сортовой заготовки; Кн – коэффициент загрузки (0,95 для сляба и 0,90 для сортовых заготовок).

  Фонд времени работы МНЛЗ определяется периодичностью и длительностью ремонта основного технологического оборудования установки, сутки:

                                            Ф = 365 – Тк – Тпп – Тт,                                          (49)

где: Тк – продолжительность капитального ремонта, сутки; Тпп – продолжительность планово – предупредительного ремонта, сутки; Тт – продолжительность текущих простоев, сутки (внеплановое изменение размеров отливаемых заготовок, аварийная замена вышедших из строя механизмов, секций, ликвидация последствий прорыва металла ит.п.).

  В течение расчетного фонда времени Ф проводится разливка стали и подготовка установки к разливке. Это 40 – 50 минут при одиночных разливках и 60 – 90 минут при разливке сериями. В это время выполняют замену и подготовку сменного оборудования на разливочной площадке, вывод последнего конца слитка из машины, заведение затравки и заделку головки, установку оборудования на разливочной площадке в рабочую позицию.

  Продолжительность ремонтов МНЛЗ: Тк = 10 суток (раз в году); Тпп = 8 час. в неделю. Продолжительность ликвидации прорывов – для слябовых МНЛЗ 3,3 суток, - для сортовых – 7,5 суток. Продолжительность замены кристаллизатора, секций вторичного охлаждения, внеплановое изменение размеров отливаемых заготовок, некачественно выплавленная сталь и т. п. технологических неполадок для слябовых МНЛЗ – 23,3 суток и сортовых – 23 суток. Таким образом фонд времени работы МНЛЗ составляет:

      Ф = 365 – 10 – 16, 7 – 23,3 = 314,7 суток – слябовые;

      Ф = 365 – 10 – 16,3 – 23,0 = 315 суток – сортовые, т.е. то же, что для дуговых печей.

        Объемно – планировочные решения размещения МНЛЗ в цехе.

  В ЭСПЦ, с небольшим объемом выпуска стали и оснащенных малотоннажными печами, МНЛЗ располагают линейно, параллельно плавильному пролету (рис. 5,11,13 прил.2,ч.2). В крупных ЭСПЦ МНЛЗ располагают перпендикулярно плавильному пролету (рис.15, 16, 23 прил.2, ч.2)

  Промежуточные ковши ремонтируют на соответствующем участке, обычно в торцах разливочного пролета. Рабочий слой днища и стен выполняют из шамотного или высокоглиноземистого ковшевого кирпича, набивной или наливной массы. В месте падения струи металла на дно ковша укладывают защитный слой из магнезитового кирпича, специального магнезитового блока или теплоизоляционных плит.

  Грузоподъемные средства – это мостовые краны, краны однобалочные, тали, автопогрузчики, электропогрузчики. Существуют определенные соотношения между емкостью сталеплавильного агрегата, емкостью сталеразливочного ковша и грузоподъемностью литейного (разливочного) крана. (Табл.13)

                                                                                                               Таблица 13

  Соотношение между грузоподъемностью крана и емкостью ковша.

Наименование

Параметры

Емкость печи, т.

12

25

50

100

150

200

Емкость ковша, т.

15

25

60

130

175

220

Грузоподъемность крана, т.

30

50

100

180

280

320

  Количество мостовых литейных кранов рассчитывают по формуле:

                                        Nкр. = n*(tПК + tСЛ.)*K1/(1440*K2),                  (50)

где: n – число плавок в сутки; tПК – время подачи ковша на МНЛЗ, минуты; tСЛ. – время слива шлака и возврата ковша, мин.; K1 = 1,2 – коэффициент, учитывающий выполнение кранами дополнительных операций; К2 = 0,8 – коэффициент использования крана.

     11. Расчет количества МНЛЗ для рассматриваемого примера.

  Определим объем разливочного ковша, для чего воспользуемся данными таблицы 14.

                                                                                                         Таблица 14

                                Размеры сталеразливочных ковшей.

Параметр ковша

Значение параметра для ковша различной емкости, т

10

30

50

90

160

220

Высота, м

1,83

2,3

2,8

3,4

4,0

4,9

Верхний диаметр, м

1,65

2,0

2,6

3,2

3,7

4,0

Масса порожного ковша, т.

5,5

13

23

30

43

48

Отношение диаметра кожуха к высоте находится в пределах 0,75 – 0,90. Конусность стен составляет 3,0 – 3,5%.

  Слив 21т стали проведем в 30 тонный ковш, верхний диаметр которого равен 2 м. (табл.14).

Объем ковша равен V =

Удельную массу 1м жидкой стали примем равной 7т. Тогда 21т жидкой стали будет занимать объем:       7т – 1м3                    

                                            21т – Х                    Х =    

3 стали массой 21 т разольем в заготовки квадратного сечения. Рассчитаем нормативную скорость разливки Vм/мин. для заготовок квадратного сечения. (ф.40)              V =    Примем: а – размер заготовки = 0,25м и К = 0,11 сталь легированная. (см. пояснение к ф -ле.40)

  Определим время разливки Т(мин.), воспользуемся формулой (43).

  Тр =  или 2,25 час,

где:  = 3м3 - объем разливаемой стали; N = 4 количество ручьев МНЛЗ;  = 7 –удельная масса 1м3 стали.

  Ритм поступления стали на разливку – 120 минут, выбран из расчета, что металл поступает от двух печей.

Скорость разливки: V =       (ф 44).

Протяженность жидкой фазы равна: L1 = К*a2*V = 240*0,252*0,88 = 13,2м

К = 240 (см. табл.10)

  Протяженность меньше критических 15 метров, принятых для вертикальных МНЛЗ.

Проверим условие V < VНОР. + 20% =0,88 + 0,88/5 = 1,056,

т.е. 0,99м/мин < 1,056м/мин.

  Вывод: при ритме поступления 3м3 жидкой стали в течение 120 минут или каждые два часа одна МНЛЗ справится с задачей разливки.

  Подсчитаем пропускную способность МНЛЗ по уравнению (48).

  А =

где: n - количество плавок в серии «плавка на плавку», принимаем n = 1;

      Т – время разливки плавки равно 135 мин.;

      Тп – время подготовки МНЛЗ – примем 45 минут;

      - масса плавки, т = 21т;

      Ф – фонд времени примем равным 315 дням;

      КВ – Коэффициент выхода = 0,95; КН – коэффициент загрузки = 0,99.

  А =

Одна МНЛЗ справится с разливкой 50000 тонн стали в год.

  Рассчитаем количество мостовых кранов литейного пролета.

  Nкр = n*(tПК + tСЛ.)*К1/(1440*К2)        (см. ф.50)

Примем tПК = 8 мин и tСЛ = 12 мин.; n = 24 час. / 5час. = 4,8 * 2 печи = 9,6.

  NКР. = 9,6*(8 + 12)1,2/(1440*0,8) = 0,2

Т.е. 1 кран вполне обслужит МНЛЗ.

  МНЛЗ размещают так, чтобы отливки поступали в пролет (участок) разделки заготовок для дальнейшей обработки. Одновременно на случай ремонта МНЛЗ, а также для разливки сталей, для которых не разработана технология разливки на МНЛЗ, предусматривают разливку в изложницы. Стационарную канаву располагают вдоль фронта печей и иногда поперек пролета. Предусматривают электроподогрев прибылей (Рис.5, 6, 21 прил.2, ч.2). Размеры канавы определяются емкостью печей и развесом слитков. Обычно в одну канаву разливают одну плавку. Глубина канавы должна быть немного больше высоты изложниц с прибылью. Нецелесообразно совмещать в одной канаве изложницы и поддоны, предназначенные для заливки металлом из нескольких печей, т.к. при этом затрудняется работа по разборке канавы. Часто изложницы приходится извлекать из нее в тот момент, когда в канаве находятся неостывшие слитки позднее разлитой плавки.

  В литейном пролете должен быть проложен железнодорожный путь, который используется для вывоза из цеха шлака, подвоза огнеупоров и других материалов. Если применяется разливочная канава, то нужно предусмотреть площадку для чистки, хранения и подготовки изложниц, а также устройство извлечения слитков из изложниц.

  При расчете площадей шихтового  и литейного пролетов в учебных целях можно применить нормы укрупненного проектирования. Так, взяв за основу площадь сталеплавильного пролета, площади литейного и шихтового отделений получают умножением на соответствующие коэффициенты. Для литейного отделения это (1,3 – 1,5), а для шихтового – (1,6 – 1,8) и бункерного или вспомогательного – (0,6 – 0,8).

  Тогда для рассматриваемого примера получим:

  Площадь разливочного отделения равна – 1300 м2 * 1,4 = 1820 м2

  Площадь шихтового отделения                   1300 м2 * 1,7 = 2210 м2

  Площадь вспомогательного отделения       1300 м2 * 0,7 = 910 м2

Общая площадь рассматриваемого участка цеха равна:

  1300 + 1820 + 2210 + 910 = 6240 м2.

                    12. Разработка чертежей строительной части проекта

  В современном промышленном строительстве широко применяется унификация и типизация объемно–планировочных и конструктивных решений зданий. [13] Типизация и унификация предопределила введение единой размерной величины, которой кратны все вертикальные и горизонтальные размеры. Эта размерная величина получила название «модуля» и равна 100мм или 0,1метра. Обычно используют укрупненные модули: М = 600мм или 10М. Ширина и длина пролетов принимается кратной – 10М т.е. 6000мм или 6 метрам. Для одноэтажных зданий без мостовых кранов ширину пролета принимают равной 12, 18, 24 метрам, а для зданий оборудованных, мостовыми кранами – 18, 24, 30, 36 метров. По данным ГИПРОМЕза ширину сталеплавильного пролета следует принимать – 27, 30 и 33 метра.

  Шаг колонн по крайним рядам принимают равным 6 или12 метров. Высоту зданий принимают кратной 2М или 1,2 метрам. (Табл.4 прил.1,ч. 2) Разработку плана цеха начинают с нанесения на лист координатных осей. Координатные оси наносят тонкими штрих пунктирными линиями с длинными штрихами и обозначают арабскими цифрами по стороне здания с большим количеством осей и прописными буквами русского алфавита за исключением букв З, Й, О, Х, Ь, Ъ, Ы по торцевой части здания. Колонны, поддерживающие стеновые панели (фахверка) допускается обозначать буквой с цифрой  (например, А1, А2, Б1, Б2). Буквы и цифры вписывают в кружки диаметром 6 – 12мм (ГОСТ 21.101 – 79). Расстояния между координатными осями – 6 метров. Последовательность цифровых и буквенных обозначений координатных осей принимают по плану слева направо и снизу вверх.

  В строительной литературе координатные оси называют также разбивочными осями. Есть единые правила привязки конструкций к разбивочным осям. Привязка определяется расстоянием от разбивочной оси до грани или геометрической оси сечения колонны. При «нулевой» привязке наружные грани колонн и внутренние поверхности стен совмещают с продольными осями (обычно обозначенными А). «Нулевая» привязка применяется для зданий с мостовыми кранами грузоподъемностью до 30т и при шаге колонн 6метров. Шаг колонн это-расстояние между геометрическими центрами колонн, установленных вдоль пролетов.

  В зданиях, оборудованных мостовыми кранами грузоподъемностью до 50 тонн, а также при шаге колонн 12 метров наружные грани колонн смещают с продольных внешних разбивочных осей (ось А) на 250мм во внешнюю сторону здания: «привязка 250».

  В зданиях, оборудованных мостовыми кранами грузоподъемностью более 50тонн или при высоте здания до подкрановых путей более 14,4 метров, принимается «привязка 500» т.е. наружные стороны колонн смещают с крайних продольных разбивочных осей во внешнюю сторону здания на 500мм.

  Колонны средних рядов располагают так, чтобы оси сечения колонн совпадали с продольными и поперечными разбивочными осями. Поперечные разбивочные оси определяют шаг колонн. По внешней стороне здания колонны устанавливают обычно через 6 метров, а внутри здания для размещения крупногабаритного металлургического оборудования через 12, 18, 24 или 30 и 36 метров. В этом случае, для крепления стропильных ферм, между колоннами устанавливают подстропильные фермы, в которых через 6 метров изготовлены выемки (карманы), в которые заводят стропильные фермы.

  Ось сечения колонн совмещают с поперечными разбивочными осями за исключением колонн, размещенных в торцах зданий и в поперечных температурных швах. Оси этих колонн смещают внутрь здания на 500мм с поперечной разбивочной оси (с оси 1). Стеновые панели по торцу здания закрепляют к дополнительным колоннам (так называемым колоннам фахверка). Поперечные температурные швы здания располагают на расстоянии 60 – 120 метров и исполняют на двух рядах колонн, отстоящих на расстоянии 1000мм между их геометрическими осями.

  Для основных цехов металлургического производства применяют металлические несущие и ограждающие конструкции. Пространственная жесткость здания и несущих конструкций достигается установкой вертикальных и горизонтальных связей колонн.

                           Разработка планов.

  План участка, отделения или цеха вычерчивается в масштабе 1 : 100 или 1 : 50 или 1 : 40 (ГОСТ 2.302 – 68). Основное технологическое оборудование представляют в виде контуров с указанием размеров между оборудованием и элементами привязок. На плане изображается вид сверху в разрезе ниже подкрановых путей на 1 метр. Краны на план цеха наносят схематически пунктирными или штрихпунктирными линиями с указанием их грузоподъемности. В основу расстановки оборудования должно быть положено:

  1) намеченная схема технологического потока (рис.13);

  2) возможность обслуживания и ремонт оборудования.

По внешнему контуру плана наносятся три линии размеров. На первой линии, которая наносится на расстоянии 15мм от контура стен или выступающих частей здания, указывают размеры оконных проемов, дверей, ворот. На второй линии указывают расстояния между ближайшими разбивочными осями; на третьей линии указывают общие размеры между крайними разбивочными осями (габариты здания). После составления плана допускается удаление разбивочных осей внутри контура здания.

   13. Разработка плана части цеха (отделения) для рассматриваемого примера

  В рассматриваемом примере отделение состоит из четырех пролетов:

шихтового, площадью 2210 м2; сталеплавильного, площадью 1300 м2; литейного, площадью 1820 м2и вспомогательного, площадью 910 м2. Вспомогательный или бункерный пролет разместим между литейным и сталеплавильным. Примем классическую схему расположения пролетов и оборудования. Примем ширину шихтового пролета = 24 метрам; тогда длина =2210/24 =92 метра;                                                                                                       -сталеплавильного = 18 метрам; тогда длина=1300/ 18 =72 метра;                                              - литейного=24 метрам; тогда длина = 1820/24 = 76 метров;                                                                                                                   - бункерного = 18 метрам; длина = 910/18 = 50 метров.

  Суммарная ширина здания равна 24 + 18 + 24 + 18 = 84 метра. Примем длину отделения равную 60метрам, с учетом того, что часть оборудования, учитывавшегося при расчете, будет размещена на соседних участках. Рассчитаем количество разбивочных осей:

-поперечных: 60/6 = 10шт.; продольных: 84/6 =14шт.

  Печи расположим на рабочей площадке высотой 5100мм. В рассматриваемом примере применена МНЛЗ вертикального типа, т.к. сталь 160Х12МФ1 ледебуритного класса и на радиальной МНЛЗ в литой заготовке при изгибе образуются трещины. План разрабатываемого участка представлен на рис.17. Вначале наносим сетку разбивочных осей через 6 метров, соблюдая принятый масштаб. Колонны установим в соответствие с принятой привязкой. В нашем случае используем привязку «500», т.к. применили вертикальную МНЛЗ и, следовательно, высота до подкрановых путей окажется более 14,4 метров. Затем намечаем, в соответствии с технологическим потоком (рис.13), расположение основного оборудования. В связи с наличием малогабаритного оборудования, шаг по средним рядам колонн (Б, В, Г) принимаем равным 12 метрам. Колонны плавильного пролета выбираем металлические, а остальные железобетонные. Наносим линии перемещения мостовых кранов (подкрановые пути) и в масштабе контуры оборудования. На рабочей площадке установлены бункера для расходуемых материалов и весы. (На рис.16 не показано) Предусматриваем балкон выхода в шихтовой пролет. Пульты управления печами устанавливаем на балконе напротив печей. В шихтовом пролете устанавливаем горн, сверлильный станок, пресс, растворный узел. В литейном пролете предусматриваем канаву с обогреваемыми прибылями, а также пост прогрева ковшей перед заливкой. Кроме этого, предусматриваем участок сборки и прогрева стопоров. Для слива шлака устанавливаем шлаковые чаши, располагаемые на железнодорожных тележках, которые перемещаются в шихтовой пролет. Шлак перегружается на думпкары и вывозится на переработку.

                              14. Внепечная обработка расплава

  Применение методов внепечной обработки подробно проанализировано, например, в работах [21,22,26]. В рассматриваемом примере для внепечной обработки выбран агрегат АКВОС. Схема агрегата показана на рис.17. АКВОС состоит их двух стендов, системы бункеров, блока вакуумных насосов и пульта управления агрегатом.

  На одном стенде осуществляется электродуговой подогрев металла, продувка расплава азотом или аргоном, наведение шлака, коррекция химического состава, раскисление металла и шлака. На втором стенде расплав вакуумируют с одновременной продувкой металла аргоном или иными газами. Система бункеров предназначена для введения шлакообразующих и легирующих элементов.

                       

  Особенности технологического регламента на получение полупродукта и обработку металла на АКВОС.

  1.Получение полупродукта.

1.1.Каждая партия извести, поступающая в цех, проходит проверку на недопал, пережог, наличия пустой породы. Категорически запрещается использование некачественной извести, даже при наличии положительного анализа на ППП (менее 5%). /Потеря веса при прокаливании/. [6,27]

1.2. С целью дефосфорации и частичной десульфурации, в обязательном порядке вводить известь в шихту в количестве 5% от массы садки: при удовлетворительном состоянии подины – до ½ перед завалкой, остальное в подвалку; при неудовлетворительном состоянии подины – при завалке две корзины, между первой и второй корзинами, а остальное в подвалку.

1.3. В ковш перед выпуском полупродукта дают шлакообразующую смесь (известь и плавиковый шпат). При этом, с целью обеспечения эффективного вакуумирования, печной шлак перед выпуском металла из ДСП скачивают в шлаковую чашу начисто. На установке АКВОС шлакообразующие дают после вакуумирования.

1.4. Легирование металла в ДСП производят с учетом минимальных корректирующих добавок на АКВОС.

1.5. Принять необходимые меры для исключения науглероживания металла в печи и в ковше.

1.6. Десульфурацию металла в ДСП ведут до содержания серы до 0,015% на шарикоподшипниковом металле и до 0,020% на остальных.

1.7. Ковш перед сливом прогревают до 800 – 10000С.

1.8. После слива металла в ковш, из ковша отбирают пробу на химический анализ.

  2. Обработка металла на АКВОС.

2.1. Ковш (12) с металлом перемещают на сталевоз (13) АКВОС, который перемещают на стенд подогрева (8), подключают шланг подачи аргона (1) продувают, подогревают и долегируют металл, по результатам ковшевого химического анализа. При этом шлакообразующие не дают.

2.2 Затем ковш перемещают на стенд вакуумирования (2), втечение 20 – 30 минут проводят вакуумирование с одновременным продувкой расплава аргоном.

2.3. После вакуумирования ковш перемещают на стенд подогрева, отбирают пробу металла на химический анализ, шлак раскисляют алюминиевым порошком. Замеряют температуру расплава. Если анализ не соответствует марочному, в металл снова вводят необходимые легирующие элементы, после

чего ковш перемещают на стенд вакуумирования и вакуумируют 8 – 10 минут, т.к. введенные легирующие элементы внесли в металл нежелательные примеси.

Перемещают ковш на стенд подогрева, снова отбирают пробу металла на химический анализ, подогревают расплав. Если результаты анализа пробы соответствуют марочному, то металл прогревают до температуры разливки, на поверхность расплава вводят 100 кг извести и, при необходимости глинозем (см. раздел шлаки), раскисляют шлак порошком алюминия и через 5 – 10 минут отбирают пробу металла. Регламентируют количество серы.

2.5. Если содержание серы в последней пробе выше рекомендованных, но не более 0,010% для шарикоподшипникового металла, то на поверхность расплава рекомендуют дать еще 50 кг извести и глинозем. Расплавившийся шлак раскисляют порошком алюминия и через 5 минут подают ковш на разливку.

2.6. Рекомендуется на протяжении всей обработки металла на установке АКВОС расход аргона поддерживать на минимальном уровне, не допуская вскипания металла в ковше во время вакуумирования и его бурления в районе продувочной пробки. Интенсивный расход аргона приводит к преждевременному износу футеровки.

2.7. Продолжительность выплавки полупродукта в ДСП - 20: 180 – 210 минут;                                                                                           

-      продолжительность обработки металла на АКВОС – не более 80 минут.

  Графики продолжительности выплавки, рафинирования стали и вводимой мощности по группам сталей представлены на рис.18.

  Установки вакуумирования расплавов. В металлургии применяют механические и пароэжекторные насосы. Механические и паромасляные насосы применяют для создания разряжения в установках малой емкости. Это: печи ВДП, вкуумные индукционные печи, электронно-лучевые печи и т.п. установки.

Из – за сравнительно малой производительности механические и паромасляные насосы не подходят для вакуумирования значительных масс расплавленного металла и больших по объему агрегатов. Разработаны водяные пароэжекторные насосы большой производительности. Производительность среднего пароэжекторного насоса при давлении 0,3 – 1мм р. ст. (30 – 100Па) составляет 80 – 100кг газа в час, что в 100 – 1000 раз больше, чем у самого мощного механического насоса. Работа пароэжекторного насоса (Рис.20) основана на принципе захвата откачиваемых при давлении Р1 газов паровой струей 3, состоящей из Сопла Лаваля в камеру смешения 3 со сверхзвуковой скоростью. Газ захватывается турбулентным смешением его с паром. Смесь выталкивается в выхлопной канал 4. Отношение давлений Р1/Р2 = 5 – 8.

               

  Одна ступень пароэжекторного насоса не может создать большого разряжения; для получения разряжения необходимой глубины ступени насоса соединяют последовательно, размещая между ними устройства, конденсирующие отработанный пар. Схема пятиступенчатого вакуум – насоса показана на рис.21. Первые три ступени работают без конденсации пара, т.к. в этих ступенях при большом разряжении пар конденсироваться не может.

  Пусковой эжектор 3 ускоряет запуск насоса. Вначале подают пар в пусковой эжектор, затем в 4-й, 3-й и 2-й и, только при стабилизации давления в вакуум – камере, включают 5-й и 1-й эжекторы.  

                          Вакуумирование стали при разливке.

  Технологии высокого уровня (ТВУ) заставляют вводить обязательное вакуумирование стали при разливке жидкого металла. Одним из направлений является непрерывное вакуумирование расплава при разливке сталей и сплавов при применении сифонных камер (рис.22). Перед началом разливки приемный ковш 3, вакуумную камеру 1 и промежуточный ковш 2 разогревают переносными горелками до 1000 – 13000С. Затем вакуум-камеру собирают, надевают вакуум плотные колпачки на патрубки и создают рабочее разряжение. После заполнения металлом ковша 3, его поднимают до погружения всасывающего патрубка в сталь. Проплавляя легкоплавкий лист колпака, металл заполняет вакуум-камеру 1 и  вытекает через сливной патрубок в промежуточный ковш 5. В входном патрубке установлен штуцер, через который подается аргон. Аргон способствует усилению циркуляции металла и повышает эффективность дегазации стали. Вакуумирование стали сопровождается понижением температуры расплава на участке большой ковш 2 – промежуточный ковш 5 примерно на 1500С. Для уменьшения тепловых потерь поверхность жидкой стали защищают ШОС. Состав ШОС дан в табл.6 прил.1. Кроме применения ШОС для поддержания необходимой температуры разливки в конструкцию промежуточного ковша вводят индукционный подогрев металла (Рис.23), создавая канальную электропечь.

  Конструкцию, показанную на рис.22, применяют как совместно с МНЛЗ, так и при разливке стали в слитки. При этом организуют конвейерное перемещение слитков.

  Проточное вакуумирование проводят в специальных камерах (Рис.23) цилиндрической формы диаметром 1,2м и высотой 1,8 метра. Крышка камеры стыкуется с корпусом резиновым уплотнением. Для защиты резины от перегрева контактирующие фланцы снабжены водяным охлаждением. Сталеразливочный ковш оснащен плоским уплотнительным кольцом с полостью для охлаждения сжатым воздухом. Сварной корпус вакуум-камеры опирается на три гидроцилиндра, расположенных под углом 120 градусов к ее оси и обеспечивающих перемещение камеры на 300мм.

  Футеровка камеры – высоко глиноземистый кирпич. После выпуска плавки ковш с металлом подводят к вакуум-камере так, чтобы уплотнительное кольцо на его днище совпало по вертикали с горловиной камеры, а зазор был бы в пределах 150 – 200мм. Затем с помощью гидроцилиндров поднимают камеру и прижимают ее горловину к днищу ковша, открывают стопор. Первая порция металла проходит через камеру без вакуумирования.

         

Металл заполняет промежуточный ковш; открывают вакуумный затвор и плавно создают разряжение, сливая металл в вакуум-камеру. Процесс стабилизируется.

                                                                    Список литературы

  1.  Каблуковский А.Ф. Производство электростали и ферросплавов.- М.: ИКЦ «Академкнига», 2003. – 511с.
  2.  Соколов А.М. Скоростная плавка стали в дуговых электропечах. -М.: «Машгиз», 1963. -273с.
  3.  Семин А. Е., Кочетов А.И., Косырев К. Л. Выплавка стали в открытых дуговых печах. Уч. пособие.- М.: МИСиС, 1997. – 32с.
  4.  Айзатулов Р. С. Харлашин П. С., Протопопов Е. В., Назюта Л. Ю. Теоретические основы сталеплавильных процессов.- М.: МИСиС, 2004. -320с.
  5.  Эллиот Д.Ф., Глейзер М., Рамакришна В. Термохимия сталеплавильных процессов. М.: «Металлургия», 1969. - 252с.
  6.  Белова Т. Г., Афанасьев М. И., Никольский В. С. Металлургия стали. Лаб. практикум.- Электросталь, ЭПИ МИСиС, 2006. -126с.
  7.  Мастрюков Б.С. Расчеты металлургических печей.- М.: Металлургия, 1986. -376с.
  8.  Авдеев В.А., Друян В. М., Кудрин Б. И. Основы проектирования металлургических заводов. Справочник.- М.: Интернет Инжиринг, 2002. -464с.
  9.  Сталь на рубеже столетий/ Колл. авторов, ред. Карабасов Ю. С. –М.МИСиС, 2001. – 664с.
  10.  Воскобойников В. Г., Кудрин В. А., Якушев А. М. Общая металлургия. – М.: ИКЦ «Академкнига», 2002. – 768с.
  11.  Шмарихин В.К. Учебное пособие по экономическим и организационным вопросам в дипломном проектировании для студентов специальностей 12.04. - М.: МИСиС, 1988. – 116с.
  12.  Самарин А.М. Электрометаллургия. – М.: ГНТЧМ, 1943. – 516с.
  13.  Шерашевский И.А. Конструирование промышленных зданий и сооружений. – Л.:Стройиздат, 1976. - 152с.
  14.  Новик Л.М. Внепечная вакуумная металлургия стали. М.: - Наука, 1986. -192с.
  15.  Поволоцкий Д. Я., Гудим Ю. А. Выплавка легированной стали в дуговых печах. – М.: Металлургия, 1987. – 138с.
  16.  Зальцман Э. С. Изложницы для легированных сталей. - Электросталь: ЭПИ МИСиС, 2004.-208с.
  17.  Соколов Г. А. Внепечное рафинирование стали. – М.: Металлургия, 1977. -208с.
  18.  Кудрин В.А. Металлургия стали. – М.: Металлургия, 1989. -560с.
  19.  Черепанов К. А., Черныш Г. И. и др. Утилизация вторичных материальных ресурсов в черной металлургии. – М.: Металлургия, 1994. – 224с.
  20.  Арутюнов В. А., Егоров А. В., Стомахин А. Я. Дожигание горючих компонентов в рабочих камерах промышленных печей. Известие ВУЗОВ. Ч.М. – 2003. №3, 46 – 55с.
  21.   Поволоцкий Д.Я. Кудрин В.А. Вишкарев А.Ф. Внепечная обработка стали. – М.: «МИСиС», 1995. – 256с.
  22.  Кудрин В.А. Теория и технология производства стали.- М.: «Мир», 2003. – 528с., ил.
  23.  Зайцев Н.Л. Экономика организации.- М.: «Экзамен», 2004. – 624с.
  24.  Физико – химические расчеты электросталеплавильных процессов: Сб. задач с решениями / В.А.Григорян, А.Я.Стомахин, Ю.И.Уточкин и др. – М.: МИСиС, 2007. – 318 с.
  25.  Звонарев В.П., Щербаков С.И. и др. Глубокое восстановление хрома из шлаков в ДСП при производстве коррозионно-стойких сталей. Сталь.- 2007 - №6, -30.
  26.  Кузьмин М.Г. Чередниченко В.С. Отечественный агрегат ковш-печь для внепечной обработки стали.- Сталь, 2006. - №6, -.38с.
  27.  Балландино В. Джордж К. Комплексная обработка стали в ковше-печи: практический подход.- Сталь, 2007. - №11, – 52с.

Афанасьев Михаил Иванович

Никольский Василий Сергеевич

Федосеева Татьяна Леонидовна

Учебное пособие по дипломному проектированию

для специальности 150101 «Металлургия черных металлов»

Рецензент: д.т.н., профессор А.В.Семин

Редактор    Г.В. Атмашкина

Уч.-изд. Л. 5,2                                                 Тираж 100 экз.

         Цена «С»                                                  Регистрационный №

Электростальский политехнический институт

(филиал) «Московский государственный

Институт стали и сплавов (технологический

Университет)»

144000, Московская обл., г. Электросталь,

ул. Первомайская, д.7.

PAGE   \* MERGEFORMAT 2


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

22922. Поняття фундаментальної (базисної) системи розв’язків 55.5 KB
  Як показано вище множина M всіх розв’язків однорідної системи лінійних рівнянь утворює підпростір. Фундаментальною базисною системою розв’язків однорідної системи лінійних рівнянь називається базис підпростору всіх її розв’язків. Теорема про фундаментальну систему розв’язків.
22923. Теорема про розв’язки неоднорідної системи лінійних рівнянь 43 KB
  Теорема про розв’язки неоднорідної системи лінійних рівнянь. Нехай дана сумісна неоднорідна система лінійних рівнянь 3 L множина всіх її розв’язків а деякий частковий розв’язок M множина всіх розв’язків відповідної однорідної системи 4. Нехай a=γ1γ2γn і припустимо що b=λ1λ2λn довільний розв’язок системи 3 тобто b є L.
22924. ЛЕМА ПРО ДВІ СИСТЕМИ 37.5 KB
  bk – дві системи векторів кожен вектор першої системи лінійно визначається через другу систему. Якщо m k то перша система лінійно залежна. Нехай а1 а2 аm і b1 b2 bk – дві системи векторів кожен вектор першої системи лінійно виражається через другу систему. Якщо перша система лінійно незалежна то m≤k.
22925. Поняття базису 25.5 KB
  aik лінійно незалежна; Всі вектори системи a1 a2 am лінійно виражаються через ai1ai2. Базисом простору Rn називається система векторів a1 a2 an є Rn така що система a1 a2 an лінійно незалежна; Кожний вектор простору Rn лінійно виражається через a1 a2 an. Звідси α1= α2==αn=0 лінійна коомбінація тривіальна і система лінійно незалежна. Будьякий вектор простору лінійно виражається через e1e2en .
22926. Властивості базисів 33.5 KB
  Оскільки при m n система з m векторів лінійно залежна то m≤n. Якщо m n то за означенням базису всі вектори простору а тому і вектори системи e1e2en лінійно виражаються через базис a1 a2 am .Тоді за лемою про дві системи вектори e1e2en лінійно залежні. Отже В просторі Rn будьяка лінійно незалежна система з n векторів утворює базис простору.
22927. Поняття рангу 47.5 KB
  В довільній системі векторів a1a2am візьмемо всі лінійно незалежні підсистеми. Число векторів в цій фіксованій підсистемі будемо називати рангом системи векторів a1 a2 am . Таким чином рангом системи векторів називається максимальна кількість лінійно незалежних векторів в системі. Зрозуміло що ранг лінійно незалежної системи дорівнює числу всіх векторів в системі.
22928. Поняття рангу матриці 28 KB
  Ранг системи векторів a1 a2 am називається горизонтальним рангом матриці або рангом матриці за рядками і позначається . Стовпчики матриці A можна розглядати як m вимірні вектори b1 b2bn з дійсними координатами елементи простору Rm. Ранг системи векторів b1 b2bn називається вертикальним рангом матриці A або рангом матриці A за стовпчиками і позначається rbA.
22929. Поняття базисного мінору 15.5 KB
  Припустимо Поняття базисного мінору. Припустимо Δr деякий мінор порядку r матриці A r≤mr≤n. Мінор порядку r1 матриці називається оточуючим для мінора Δr якщо його матриця містить в собі матрицю мінору Δr .
22930. Існування базисного мінора 21 KB
  Для мінора Δ1 складаються всі можливі оточуючі мінори. Для цього послідовно до мінора Δ1 дописуються всі можливі рядки і всі можливі стовпчики. Якщо всі оточуючі мінори дорівнюють нулю то за означенням мінор Δ1 базисний і процес закінчується . Для мінора Δ2 складаються всі можливі оточуючі мінори послідовно дописуючи всі можливі рядки і стовпчики.