На бирже курсовых и дипломных проектов можно найти образцы готовых работ или получить помощь в написании уникальных курсовых работ, дипломов, лабораторных работ, контрольных работ, диссертаций, рефератов. Так же вы мажете самостоятельно повысить уникальность своей работы для прохождения проверки на плагиат всего за несколько минут.

ЛИЧНЫЙ КАБИНЕТ 

 

Здравствуйте гость!

 

Логин:

Пароль:

 

Запомнить

 

 

Забыли пароль? Регистрация

Повышение уникальности

Предлагаем нашим посетителям воспользоваться бесплатным программным обеспечением «StudentHelp», которое позволит вам всего за несколько минут, выполнить повышение уникальности любого файла в формате MS Word. После такого повышения уникальности, ваша работа легко пройдете проверку в системах антиплагиат вуз, antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru. Программа «StudentHelp» работает по уникальной технологии и при повышении уникальности не вставляет в текст скрытых символов, и даже если препод скопирует текст в блокнот – не увидит ни каких отличий от текста в Word файле.

Результат поиска


Наименование:


курсовая работа Проектирование отделения конвертеров для выплавки стали

Информация:

Тип работы: курсовая работа. Добавлен: 09.10.2012. Сдан: 2011. Страниц: 25. Уникальность по antiplagiat.ru: < 30%

Описание (план):


     РЕФЕРАТ 
 

     Пояснительная  записка  содержит: 51 с., 8 рис., 14  табл.,  1  приложение,  8  источников.
     Объект  исследования – конвертерное  отделение.
     Цель  работы – расширение  и  закрепление  теоретических  и  практических  знаний,  приобретенных  при  изучении  предыдущих  дисциплин  специальности  в  университете  и  во  время  производственных  практик.
     Метод  исследования – расчет  основного  и  вспомогательного  оборудования.
     Любая  работа  агрегата  зависит  от  правильности  его  проектировки. Определение  размеров  основного  и  второстепенного  оборудования,  трубопроводов  для  транспортировки  жидких  и  газообразных  веществ,  которые   обеспечивают  работоспособность  цехов  и  агрегатов  играет  важную  роль  в  работе  всего  цеха. Т. к.  при  правильном  проектировании  системы,  агрегата  будет  создаваться  четкая  и  плавная  работа  цеха,  что  в  свою  очередь  будет  способствовать  получение  продукта  более  высокого  качества,  уменьшение  потерь  производства  и  затрат  на  энергоносители,  что  дает  толчок  к  экономическому  росту. Работа  конвертерного  отделения  зависит  от  многих  факторов,  которые  необходимо  учитывать  при  расчете  и  проектировании  отделения. 
     КОНВЕРТЕРНОЕ  ОТДЕЛЕНИЕ,  ФУТЕРОВКА,  ВИД  КОНВЕРТЕРА,  ГАБАРИТНЫЕ  РАЗМЕРЫ,  РЕЖИМ  РАБОТЫ,  МАТЕРИАЛЬНЫЙ  И  ТЕПЛОВОЙ  БАЛАНС,  ПОТРЕБНОСТЬ  В  МАТЕРИАЛАХ,  ОКГ,  ПОВЕРОЧНЫЙ  РАСЧЕТ  ОКГ,  ДЫМОВАЯ  ТРУБА.
 

      СОДЕРЖАНИЕ 
 

     Введение      Перечень  условных обозначений
     6      11
     1  ОСНОВНЫЕ  ГРУЗОПОТОКИ  КОНВЕРТЕРНОГО   ЦЕХА      14
     2  ПРОЕКТИРОВАНИЕ  КОНВЕРТЕРА      17
     2.1  Количество  и вместимость конвертеров      17
     2.2 Формы профиля  рабочего объема конвертеров      18
     2.3 Удельная интенсивность  продувки и удельный объем  конвертера      19
     2.4 Расчет профиля  рабочего объема конвертера      19
     3 РАСЧЕТ  ТРАКТА  ПОДАЧИ  КИСЛОРОДА  И  ФУРМ  ДЛЯ  ПРОДУВКИ  СВЕРХУ      21
     3.1  Исходные  данные  для расчета тракта  подачи  кислорода  и  фурм       21
     3.2 Расчет тракта  подачи кислорода      21
     3.3 Расчет сопел  и параметров струй кислорода   при истечении из сопел      23
     4  ПРОГРАММА   ПРОИЗВОДСТВА      25
     5  ПОТРЕБНОСТЬ   В  МАТЕРИАЛАХ  И  ЭНЕРГОРЕСУРСАХ      26
     5.1 Расходные коэффициенты  материалов      26
     5.2  Расходные коэффициенты  энергоресурсов       27
     5.3  Конвертерное  отделение      28
     5.4  Отделения   непрерывной  разливки  стали      28
     5.5  Потребность  в материалах и энергоресурсах      6  РАСЧЕТ  ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА ПЛАВКИ
     29      31
     31
     6.1  Приход  тепла
     6.2  Расход тепла      32
     7  ПОВЕРОЧНЫЙ  РАСЧЕТ  ОКГ И ГАЗООТВОДЯЩЕГО  ТРАКТА  КИСЛОРОДНОГО  КОНВЕРТЕРА      36
     7.1  Общая характеристика  газоотводящих  трактов      36
     7.2  Техническая характеристика  ОКГ-400      38
     7.3  Поверочный  расчет  ОКГ и газоотводящего  тракта  кислородного  конвертера      45
     7.4  Расчет  дымовой трубы      43
     8  ПРОЕКТИРОВАНИЕ  ОТДЕЛЕНИЯ АГРЕГАТОВ      45
     8.1  Планировка  цеха      45
     8.2 Кислородный конвертер      47
     ВЫВОДЫ      49
     ПЕРЕЧЕНЬ  ССЫЛОК      50
     ПРИЛОЖЕНИЕ  1.  ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ  ОТДЕЛЬНЫХ  ОПЕРАЦИЙ  И  ЦИКЛА  КОНВЕРТЕРНОЙ  ПЛАВКИ      51
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

      ВВЕДЕНИЕ 

         Состав конвертерного цеха: два  350-тонных конвертера; три МНЛЗ криволинейного типа.
         Сталь  выплавляется  в  350-тонных  конвертерах с продувкой чистым кислородом сверху при интенсивности подачи кислорода 600-800м3/мин или 1000-1300м3/мин.
         Кислородно-конвертерный  процесс   с  верхней  продувкой   заключается  в продувке жидкого чугуна кислородом, подводимым к металлу сверху через  сопла водо-охлаждаемой  фурмы.  При  этом  выгорают  примеси  чугуна  -   углерод, кремний, марганец, сера, фосфор и т.д. Кислород  подается  в  конвертер  под
     давлением 1 - 1.5 МПа по водо-охлаждаемой фурме. Вода  под  давлением  0.6-1МПа подается в пространство между  внутренней  и  средней  трубами  фурмы  и удаляется из  пространства  между  внешней  и  средней  трубой,  обеспечивая охлаждение фурмы.
           Завалка и заливка. В конвертер загружают стальной лом и часть  извести (в течении 2 минут). Затем заливают чугун.  При  этом  происходит  плавление лома находящегося  в  конвертере.  Масса  металлошихты  должна  обеспечивать массу жидкой стали не более 350 тонн. Массовый расход чугуна  и металлолома для плавки определяют по рекомендациям АСУТП. Массовый расход чугуна и лома
     должны  обеспечить после  окончания  продувки  заданные  значения  содержания углерода  в  металле,  FeO  В  шлаке  и  температуры.  При  отклонении  этих параметров от заданных значений, в том числе по  температуре  металла  более чем на 20 град., производят перешихтовку плавки.
         Продувка. Продувку плавок производят  по  режимам  с  частичным   или  с полным дожиганием  окиси углерода. Положение кислородной   фурмы  относительно уровня   металла в ванне,   при   расходе   кислорода   1100-1300   м3/мин устанавливают исходя из  нормативов,  определяемых  содержанием углерода  в ванне,  а также заданным  количеством углерода  в стали.  Для   продувки используют кислород чистотой не ниже 99.5%  с содержанием азота не  более 0.15%. Давление кислорода в цеховой магистрали перед фурмой должно  быть  не менее:  2.2 МПа - при расходе кислорода 1100 - 1300 м3/мин;
      2.3 МПа - при расходе кислорода  600 - 800 м3/мин.
         После окончания продувки производят  замер температуры и отбор проб металла и шлака с обязательным спуском шлака.  В пробах  шлака определяют содержание CaO, MgO, SiO, Al2O3, PbO3, Cr2O3,S, FeO и основность.  В пробах металла определяют содержание С, Mn,  S,  F,  Cu,  Ni,  Cr,  N.  Температура металла перед выпуском плавки должна  быть в следующих пределах: 1580  (С  - 1600 (С – при разливке стали в слябы толщиной 250 мм; 1575 (С -  1595  (С  - при разливке стали в слябы толщиной 300 мм. Выпуск плавки  производят  после получения анализа металла на содержание C,  S,  P  и  температуры  заданного значения. Продолжительность выпуска плавки  должна  составлять  не  менее  6 мин.
         Повалка. Установление заданной  концентрации С  в  стали   достигается  с помощью промежуточной плавки. При этом  фурму поднимают,  выключают дутье, переводят конвертер в горизонтальное положение,  отбирают  пробы металла и шлака и замеряют температуру ванны с помощью термопары погружения.  Ожидая результаты анализа, немного поворачивают конвертер .
         Додувка. Когда после продувки  содержание  S  и  F  в  стали,  или  его температура  не  соответствуют  заданным  значениям   параметров,  производят додувки  плавок. Додувки металла на серу  и фосфор рекомендуется  осуществлять по следующему режиму: положение фурмы выше базового положения на 300-1500 мм; интенсивность продувки в пределах от 1000 до 1300 м/мин; расход извести из расчета от 3 до 5 т. на каждую минуту додувки; Додувки металла на температуру производят по следующему режиму:
       . положение фурмы обычное, либо  повышенное на 300-1500 мм,
       . продолжительность додувки определяют  по технологическому расчету;
       . при содержании С в металле  равном не менее 0.085 производят  присадку О2 и термоантрацита из расчета 300 кг на одну минуту додувки.
           Выпуск. При выпуске стали конвертер  наклоняют. Сталь сливают через  выпускное отверстие в сталеразливочный  ковш, шлак - в чашу.
           Доводка. Сталь в  ковше   подвергается  внепечной  обработке   вакуумом, аргоном, азотом и   т.д.  Раскисление и легирование металла производят  в сталеразливочном  ковше.   Расход   раскислителей   и   легирующих   добавок определяют из  расчета получения среднезаданного содержания  элементов в готовой стали. Длительность всего цикла составляет 30-45 мин.
         Внепечная обработка металла.  Проведение  технологических   операций  вне плавильного   агрегата  называют   вторичной   металлургией   или   внепечной  обработкой.  Вся  сталь,  выплавляемая  в  конвертерном  цехе   подвергается  обработке в ковшах. В конвертерном цехе производят следующие виды  внепечной обработки стали: обработка аргоном; обработка жидким синтетическим шлаком; обработка твердыми шлакообразующими смесями; доводка металла по химическому составу и температуре; микролегирование и рафинирование порошкообразными реагентами; порционное вакуумирование с вводом раскислителей и легирующих. Процесс продувки  металла аргоном характеризуется уменьшением содержания газов в металле, интенсивным перемешиванием  расплава,  улучшением  условий протекания процессов перевода в шлак неметаллических включений,  усреднением состава  металла,  улучшением  условий  для  окисления  углерода,  снижением температуры  металла.  Для  обеспечения  максимального  контакта   вдуваемых твердых реагентов с металлом производится продувка металла  порошкообразными
материалами. Обработка  металла вакуумом влияет на протекание тех  реакций  и процессов,  в  которых  принимает  участие  газовая  фаза.  Основной   целью  обработки  вакуумом  является  снижение  содержания  газов  в   стали.  
         МНЛЗ. В  состав конвертерного  цеха комбината  ‘’ Азовсталь  ‘’ входят 3 машины непрерывного  литья заготовок. Технические  данные машин приведены в таблице  4.1.
Таблица 1.1. Технические характеристики МНЛЗ
Параметр Характеристика
Количество  ручьев каждой МНЛЗ 2
Емкость разливочного ковша по жидкому металлу, т 350
Емкость  промежуточного ковша, т. :  
обычного  при уровне металла 700 мм 23
увеличенного  при уровне металла 1100 мм 38
Размеры отливаемых слябов, мм  
толщина 200-315
ширина 1250-1900
Скорость  разливки (вытягивания слитка),обеспечиваемая механизмами, м/мин 0,2-0,3
Радиус  базовой стенки кристаллизатора, мм 10000
Металлургическая  длина машины, мм в том числе  радиального участка криволинейного участка 37000  12840  6520
Расстояние  между осями ручьев, мм 6000
Длина медной стенки кристаллизатора,  мм 1200
Высота  подъема разливочного ковша на стенде,  мм 800
Высота  подъема промежуточного ковша на стенде, мм 600
Время поворота траверзы сталеразливочного    стенда на 180 °,с 30
Скорость  перемещения тележек для промежуточных  ковшей, м/мин 30
Закон возвратно-поступательного движения      кристаллизатора синусоидальный
Частота качания кристаллизатора в минуту 10-120
Ход движения кристаллизатора,  мм 12
 
     Разливка  стали.  Разливку  стали  начинают  по  команде  мастера  или старшего разливщика. Наполнив промежуточный ковш сталью на высоту от 250  до 300 мм от боевой части ковша, производят плавное открытие стопоров  на  1/3- 1/4 сечения струи металла  и  начинают  заполнять  металлом  кристаллизатор. Допускается поочередное заполнение кристаллизаторов.  Затем  по  пуску  МНЛЗ включают подачу воды и воздуха в систему вторичного охлаждения.
        Заполнив кристаллизаторы на  высоту от 100 до 150  мм  от  верхней   кромки плит кристаллизатора, стопора промежуточного ковша открывают на  максимально возможную подачу металла. Затем в  кристаллизатор  засыпают  шлакообразующую смесь. Время наполнения кристаллизатора должно быть  70-90  с   для  сечения 259х1500 мм; 80-100 с для сечения 250х1850  мм   и  100-120  с  для  сечения 300х1550-1850 мм. Кристаллизатор считают наполненным, если  уровень  металла находится  на  расстоянии  60±10  мм   от   верхнего   среза   медных   плит кристаллизатора. Для обеспечения нормальной разливки  необходимо  стабильное поддержание  металла  на  вышеуказанном  уровне.  При  наполнении   металлом кристаллизатора до заданного уровня по команде старшего разливщика  включают привод вытягивания сляба. Одновременно с  пуском  машины  включают  механизм качания  кристаллизатора.  Регламентированный  разгон  МНЛЗ   производят   в автоматическом режиме. Скорость разливки, равную 0.6 м/мин для  углеродистой стали и 0.7 м/мин для низколегированного металла,  поддерживают  до  первого измерения температуры в промежуточном ковше. Замер температуры производят  в средней части промежуточного ковша. В зависимости от температуры  металла  в промежуточном  ковше  и   содержания   S   и   F   в   разливаемом   металле устанавливается рабочая скорость разливки: для  углеродистой  стали  0.6-0.8 м/мин,  для  низколегированной  стали  0.7-0.9  м/мин.   Изменение   рабочей скорости в процессе разливки должно  быть  не  более  двух  раз  за  плавку. Частота  качаний  кристаллизатора  в  зависимости   от   скорости   разливки производится в автоматическом режиме.
            Температуру  металла  в   промежуточном  ковше   замеряют   термопарой погружения в процессе  разливки дважды.  Первое  измерение   производят  после отливки 30-35 т. металла, второе - в середине  плавки.
             Для   защиты   зеркала   металла   в    кристаллизаторе    применяют шлакообразующую смесь. Для определения химического состава стали во  время разливки  отбирают  пробы металла из-под сталеразливочного ковша.  Пробы металла отбирают стальной ложкой при  сокращении  плотной  струи.  Из  ложки металл  непрерывной  ровной  струей  заливают  в  стальные  пробницы.  Пробу извлекают из пробницы  после  потемнения  ее  головной  части,  охлаждают  и маркируют  номером  плавки,  порядковым  номером  пробы.  После   маркировки контроллер ОТК отправляет пробу в экспресс-лабораторию конвертерного цеха.
        После выхода затравки из последней  пары роликов  горизонтального   участка производится ее отделение.  Отделившаяся затравка поднимается  вверх, где  она находится до следующего цикла  разливки.  В  процессе  разливки  на  участке газовой резки сляб разрезают на мерные длины согласно  заказ.  Окончательную порезку производят в транспортно-отделочном отделении. 
 
 

 

      Перечень условных обозначений 

Zр.к. – количество непрерывно работающих конвертеров;
Gк – вместимость конвертера, т;
Pц – годовая производительность цеха по годному, млн. т;
tп – средняя продолжительность цикла плавки  , мин;
Kг-ж – коэффициент выхода годного из жидкой стали ;
 - удельный объем конвертера, ;
А, В  – коэффициенты, зависящие от способа  продувки;
i – удельная интенсивность продувки, ;
Нк –  высота конической части ванны, м; 
- угол наклона образующей горловины, град;
E, F, L – коэффициенты, зависящие от формы ванны;
Hв - Ориентировочная глубина ванны в спокойном состоянии, м ;
Dц - Диаметр цилиндрической части конвертера, м;  
Dг - Диаметр горловины конвертера, м;   
Dд - Диаметр конвертера по днищу, м;  
Hг - Высота горловины, м;  
Hц - Высота цилиндрической части, м; 
Hсф - Высота сферической части ванны, м; 
Hк - Высота конической части ванны, м;   
R - Радиус сферической части днища, м;   
Hр.о. - Высота рабочего объема, м;  
Hв.ф.  - Фактическая глубина спокойной ванны, м;  
Hу.о.  - Высота условного свободного объема, м; 
Vк - Объем конвертера, м3 
fц - толщина футеровки в цилиндрической части, м; 
fг - толщина футеровки в горловине, м;
fд - толщина футеровки днища, м;
d - диаметр сталевыпускного отверстия, м;
Pм - давление кислорода в цеховой магистрали, кГ/см2;
Тм - температура кислорода в магистрали, К;
wш - скорость кислорода в шланге, м/с;
wф – скорость кислорода в фурме, м/с;
Lш - длина шланга, м;
Lф - длина фурмы, м;
N – степень нерасчетности сопел;
a- угол полураскрытия диффузора сопла, град; 
Zс - количество сопел в фурме, шт;
Iс - расход кислорода через одно сопло, м3/мин;
DРкл- потери давления кислорода, кГ/см2в клапане
DРш - потери давления кислорода, кГ/см2в шланге
DРф - потери давления кислорода, кГ/см2фурме 
Рш - давление кислорода в  шланге, кГ/см2
Рф - давление кислорода в фурме, кГ/см2
Рс - давление кислорода перед соплами, кГ/см2
Ри - давление кислорода при истечении из сопел, кГ/см2
Тш - температура кислорода в шланге, К
Тф - температура кислорода в фурме, К
Тс - температура кислорода перед соплами, К
Ти - температура кислорода при истечении из сопел, К
rш - плотность кислорода в шланге, кг/см2:
rф - плотность кислорода в фурме, кг/см2 
rс - плотность кислорода перед соплами, кг/см2
rи - плотность кислорода при истечении из сопел, кг/см2
rкр - плотность кислорода в критическом сечении сопла, кг/см2
wкр - скорость кислорода в критическом сечении сопла, м/сек
wи - скорость кислорода при истечении из сопла, м/сек
Dш - диаметр шланга, м 
Dф - диаметр фурмы, м
l - критерий скорости истечения кислорода
Sкр - площадь критического сечения сопла, м2
Sкон - площадь входного сечения конфузора, м2 
Sдиф - площадь выходного сечения диффузора, м2
dкр - диаметр критического сечения сопла, м
dкон - диаметр входного сечения конфузора, м
dдиф - диаметр выходного сечения диффузора, м
lкон - длина конфузора сопла, м
lдиф - длина диффузора сопла, м
xтр – коэффициент сопротивления трения (0,06);
xмс – коэффициент мастных сопротивлений (2,5);
g – ускорение силы тяжести (9,81 м/сек2);
FS – суммарная площадь донных фурм, мм2;
VS – расход газа через донные фурмы,м3/мин;
Нв – глубина ванны металла в спокойном состоянии, м;
Р –  давление газа перед фурмами, мПа;
Nс и Nг – соответственно количество плавок в сутки и в год;
kм-ш – расход металлошихты, кг на 1 т жидкой стали;
kж-ш – коэффициент выхода жидкой стали из металлошихты
kф.с и kFe – соответственно расход ферросплавов и железа руды, кг/т жидкой стали.
ач и ал – соответственно доля чугуна и лома в шихте
ki – расходный коэффициент данного материала на 1 т годного;
k?i – расходный коэффициент этого материала на 1 т жидкой стали.
kв.р – коэффициент, учитывающий занятость кранов на вспомогательных работах (1,1?1,15);
Nк – количество ковшей чугуна, сливаемого за сутки в миксер, шт;
tк – занятость крана на слив 1 ковша чугуна, мин;
b – коэффициент использования кранов (~0,8);
Gч.к – вместимость чугуновозных ковшей, т;
k?з – средний коэффициент заполнения ковшей (0,85?0,90).
 


    1  ОСНОВНЫЕ  ГРУЗОПОТОКИ  КОНВЕРТЕРНОГО  ЦЕХА 
 

     В системе грузопотоков конвертерного  цеха различают следующие  основные линии: подачи и загрузки металлолома  в конвертеры, доставки и заливки  жидкого чугуна; подачи, дозировки  и загрузки сыпучих  шлакообразующих  материалов; подачи кислорода; доставки, дозировки нагрева и подачи ферросплавов в сталеразливочные ковши; приемки, транспортировки и разливки стали; уборки и переработки шлака.
     Схема основных грузопотоков конвертерного  цеха показана на  рисунке  1.1. Металлолом подают железнодорожным транспортом в отделение  магнитных материалов I и загружают в приемные бункера. Совки заполняют металлоломом с помощью магнитно-грейферных кранов 28. Груженые совки взвешивают и устанавливают на скраповоз  1, подающий их на рабочую площадку или в загрузочный пролет. Завалку  металлолома в конвертер 3 осуществляют загрузочной машиной 4.
     В зависимости от типа применяемых  миксеров – стационарных  или  передвижных – подачу и заливку  жидкого чугуна в конвертер  производят двумя способами. В первом случае чугун доставляют в  ковшах чугуновозов 13 из доменного цеха в миксерное отделение IV  и краном сливают в стационарный миксер 12. При необходимости чугун выдают из миксера в ковши самоходных чугуновозов 11, транспортирующих его в загрузочный пролет к конвертерам. Чугун заливают  заливочным краном 10. Во втором случае чугун подают передвижными  миксерами 14 в отделение перелива IV, в котором наполняют заливочные ковши. Транспортировку ковшей в главный корпус производят  самоходными чугуновозами 15, заливку чугуна — заливочным краном 10.
     Сыпучие материалы доставляют в шихтовое отделение II немагнитных материалов железнодорожным или автомобильным  транспортом. Материалы из полувагонов 30 разгружают в приемные  бункера  29 с  последующей выдачей 

     Рисунок  1.1 – Схема  грузопотоков  в  кислородно-конвертерном  цехе 

     электровибрационными  питателями. Подачу  материалов в  расходные бункера 9 конвертерного  корпуса III осуществляют наклонным  конвейерным трактом 7 и реверсивными передвижными конвейерами 8. Система 6 весового дозирования и подачи,  состоящая из вибропитателей, весовых дозаторов, конвейеров, промежуточных бункеров и течек, обеспечивает загрузку определенных порций шлакообразующих материалов в конвертер в процессе плавки.
     Технически  чистый кислород в конвертер подают машиной 5 через  форму. Он поступает по магистрали из кислородного цеха.
     Доставку  ферросплавов в главный корпус цеха осуществляют  автомобильным или  железнодорожным транспортом в  контейнерах,  или используют конвейерный  тракт подачи сыпучих материалов. В первом случае контейнеры с ферросплавами разгружают краном в 
расходные бункера 16. Взвешенные порции ферросплавов нагревают  в камерных печах 17 и по течке 18 подают в сталеразливочный ковш. Во втором случае ферросплавы поступают в железнодорожных вагонах в отделение ферросплавов, непосредственно примыкающее к отделению сыпучих материалов. Из приемных бункеров ферросплавы выдают на ленточные конвейеры тракта подачи сыпучих материалов, заполняющих расходные бункера в главном корпусе.

     В конвертерных цехах применяют два основных способа разливки стали: в изложницы, установленные на тележках, и на машинах непрерывного литья заготовок (МНЛЗ). Во всех случаях сталь сливают из конвертера в сталеразливочный ковш, установленный на сталевозе 19.
     Согласно  первому способу ковш со сталью передают сталевозом  в разливочное отделение V или в разливочные пролеты, примыкающие  к главному корпусу. Изложницы заполняют металлом из ковша, перемещаемого разливочным краном 20 над составом 21 с изложницами.  После затвердевания и полной кристаллизации слитков составы с изложницами подают локомотивом в стрипперное отделение VI для снятия прибыльных надставок и подрыва слитков с уширением кверху. Изложницы с уширением книзу снимают с тележек и направляют на подготовку к следующему наливу. Все операции выполняют стрипперным краном 22. Затем состав отправляют в нагревательное отделение обжимного стана VII, в котором слитки устанавливают в нагревательные  колодцы,  а  состав с изложницами направляют на душирующую  установку. После охлаждения изложницы поступают в отделение  чистки и смазки IX, а затем в отделение подготовки составов X, где 
осуществляют уборку  и установку на тележки поддонов, центровых,  прибыльных  надставок  и  т. д. Подготовленные составы вновь  подают  в разливочное отделение. Таким образом изложницы совершают замкнутый цикл работы и подготовки.

     По  второму способу сталеразливочный ковш подают сталевозом  в отделение  непрерывного литья V и устанавливают  разливочным  краном на стенд 23. Заготовки, получаемые на МНЛЗ 24, поступают  в  прокатный  цех.
     Шлак  из  конвертера сливают в ковш самоходного шлаковоза 2 и передают сначала в шлаковый пролет главного корпуса для перестановки  чаши   на уборочный шлаковоз 26, а затем  направляют в шлаковое отделение XI для охлаждения и последующего дробления ударами  бабы поднимаемой краном 27. Переработанный шлак отгружают  в отвал думпкарами 25.
 

     2  ПРОЕКТИРОВАНИЕ  КОНВЕРТЕРА 
 

     2.1  Количество и вместимость конвертеров
     Учитывая  большую сложность комплексов современных  конвертерных цехов и, соответственно, большие объемы строительно-монтажных работ и капиталовложений, строительство рекомендуется проектировать в две очереди, с установкой в пусковом комплексе первой очереди цеха двух конвертеров и резервированием места для установки третьего конвертера при завершении строительства цеха на полное развитие (вторая очередь).
     Практика  проектирования, строительства и  эксплуатации конвертерных цехов показала, что установка в цехе более  трех конвертеров нецелесообразна.
     Согласно  ГОСТ 20067-74 "Конвертеры для стали" вместимость конвертера определяется массой жидкой стали одной плавки; установлен стандартный по вместимости ряд конвертеров: 50, 100, 130, 160, 200, 250, 300, 350, 400 и 500 т.
     При заданной годовой производительности конвертерного цеха по годному (литые заготовки или слитки) и  вместимости конвертеров рассчитывается количество  конверторов:
       шт.                  (2.1)
     Для  дальнейших  расчетов  принимаем  состав чугуна, %: С=4,2; Si=0,9; Mn=0,6; S=0,035; P=0,3.
     По  данным  расчета и  практике  строительства  конверторных  цехов  принимаем  схему  цеха,  состоящую  из  1  постоянно работающего  и 1  резервного  конверторов.
    По  расчетам  принимаем  технологическую  схему работы современного цеха, предусматривающую  работу с 1-м непрерывно работающим конвертером и выделением одного подменного конвертера, который находится в ремонте и горячем резерве, при этом годовой режим работы конвертеров соответствует данным таблицы 2.1. 

    Таблица 2.1 – Годовой режим работы конвертеров
    Количество конвертеров в цехе, шт. Календарное время, конвертеро-суток в год
Установленных Постоянно работающих
Номинальное время  работы конвертеров Время ремонтов футеровки и резервное время
Всего календарного  времени
2 1 365 365 730
 
 

    
    2.2 Формы профиля рабочего объема конвертеров
    Основным  отличием в форме профиля рабочего объема конвертеров является конфигурация его нижней части (ванны).
    Для  нашего  случая  принимаем  конвертер  типа  Т2  с верхней продувкой (рисунок 2.1).
    Верхняя часть конвертера, так называемая "горловина", проектируется в виде правильного усеченного конуса с углом наклона образующей к вертикали 25-30°  (принимаем для расчетов  27о); при большей величине этого угла стойкость футеровки в области горловины снижается.
     
             

    Рисунок  2.1 – Конвертер  типа  Т1 

    Средняя часть конвертеров проектируется  цилиндрической. Сталевыпускное отверстие  размещается, как правило, на границе  между цилиндрической и верхней  конической частью конвертера.
    Высота  конической части ванны может быть выбрана также и факультативно, но при этом для удобства выполнения кладки футеровки и уменьшения типа размеров кирпича она должна назначаться кратной толщине кирпича (с учетом толщины швов в кладке).
    Днища конвертеров могут проектироваться "глухими" и съемными – приставными и вставными. В настоящее время четко определилась тенденция проектировать конвертеры средней и большой емкости со вставными днищами, т.к. при этом обеспечивается наибольшее удобство ремонта футеровки и достаточная жесткость корпуса.
 

    2.3 Удельная интенсивность продувки  и удельный объем конвертера
    При оптимальной величине удельного  объема достигается хорошая "продуваемость" ванны, т.е. работа без выбросов и  выноса крупных капель металла и  шлака отходящими газами выше среза горловины конвертера.
    Одним из главных факторов, определяющих выбор величины удельного объема, следует считать удельную интенсивность  продувки.
    Для новых конвертеров рекомендуется  максимальная удельная интенсивность  продувки 6-7 м3/(т?мин)  [2], что обеспечивает продолжительность продувки около 12 мин. Для дальнейших  расчетов  максимальную  удельную  интенсивность продувки  принимаем 7 м3/(т?мин).
    Более высокая интенсивность продувки экономически нецелесообразна, т.к. увеличение производительности за счет дополнительного сокращения цикла плавки не компенсирует дополнительных затрат на газоотводящий тракт.
    Для новых конвертеров в зависимости  от принятой удельной интенсивности  и способа продувки рекомендуется  принимать удельный объем конвертеров  в пределах от 0,8 до 1,0 м3 номинальной вместимости [2]. Для расчетов  принимаем удельный  объем конвертеров 0,9  м3 номинальной вместимости. 
 

    2.4 Расчет профиля рабочего объема  конвертера
    Ориентировочная глубина ванны в спокойном  состоянии:
      м  (2.2)
    Диаметр цилиндрической части конвертера:
                                    (2.3)
    Удельная  поверхность ванны:
                         (2.4)
    Диаметр горловины
                                            (2.5)
    Высота  горловины:
       м                                 (2.6)
    Объем рабочего пространства конвертера:
      м3               (2.7)
    Объем горловины
                                      (2.8)
    Диаметр конвертера по днищу:
       м   (2.9)
    Радиус  сферической части днища:
       м                (2.10)
    Высота  сферической части ванны:
       м  (2.11)
    Объем сферической части ванны:
                            (2.12)
    Объем конической части ванны:
                      (2.13)
    Объем цилиндрической части конвертера:
                                 (2.14)
    Высота  цилиндрической части конвертера:
      м                        (2.15)
    Высота  рабочего объема конвертера:
                            (2.16)
     Фактическая глубина ванны в спокойном  состоянии:
     (2.17)
    Высота  условного свободного объема конвертера:
                                    (2.18)
    Толщина футеровки:
    – в цилиндрической части конвертера:
        (2.19)
    – в горловине:
                              
                                   (2.20)

    – днища:
          (2.21)
    Диаметр сталевыпускного отверстия:
              (2.22)
    3 РАСЧЕТ  ТРАКТА  ПОДАЧИ  КИСЛОРОДА   И  ФУРМ  ДЛЯ  ПРОДУВКИ  СВЕРХУ 
 

    Целью расчета является определение:
    - потерь давления кислорода в шланге и фурме и давления кислорода перед соплами фурмы;
    - размеров  сопел фурмы;
    - параметров  струй кислорода при истечении  из сопел.
    Принять приемлемое для инженерного расчета  упрощение, что процессы движения кислорода  в шланге, фурме и истечения струй из сопел являются адиабатическими.
    Для упрощения расчетных формул и  удобства программирования выполнены  предварительные расчеты значений комплексов (показатели степени, коэффициенты), в которые входит только показатель адиабаты кислорода k=1,4 [3]. 
 

    3.1  Исходные  данные  для расчета  тракта  подачи  кислорода   и  фурм 
    Максимальную  удельную интенсивность продувки принимаю i =м3/(т?мин). Давление кислорода в общецеховой магистрали принимаю  равным  Pм = 18 кг/см2 (1,8 МПа). Температуру кислорода в магистрали Тм = 295 К. Скорость кислорода в шланге и трубе фурмы wш = 55 м/с  и wф = 53 м/с, что исключает опасность возгорания шланга и подводящей кислород фурмы вследствие разогрева их от трения. Длину шланга и фурмы рекомендуется принимать в соответствии с техническими характеристиками серийных машин для подачи кислорода в конвертеры. Принимаем   длину   фурмы   до   перехвата   серьги  Lф = 23,3  м,  а длина шланга  Lш = 25  м. Степень нерасчетности сопел принимаем: при вместимости конвертеров  160 т  равным N = 1,2. Угол полураскрытия сопел a = 3о. Расход кислорода через одно сопло для конвертеров вместимостью  300 т  составляет  для расчета Ic = 250  м3/мин. Количество сопел в фурме выбираем из условия  [2,  3]:
                                 (3.1) 

    3.2 Расчет тракта подачи кислорода
    Секундный расход кислорода через фурму:
                                 (3.2)
    Потери  давления кислорода в клапанее:
                                    (3.3)
    Давление  кислорода в шланге:
                            (3.4)
    Температура кислорода в шланге:
                                   (3.5)
    или для кислорода
       (3.6)
    Плотность кислорода в шланге:
      (3.7)
    при   r0=1,43 кг/м3,   Р0=1 кг/см2,   Т0=273 К.
    Диаметр шланга для подвода кислорода  к фурме:
                  
              (3.8)

    Потери  давления в шланге:
                                     
                   (3.9)

    Следовательно:
       (3.10)
    Давление  кислорода в фурме:
                       (3.11)
    По  аналогии с формулами (3.6), (3.7) и (3.8) для  расчета температуры и плотности  кислорода в фурме, а также ее диаметра получим формулы:
    - температура  кислорода в фурме
                     (3.12)
    - плотность  кислорода в фурме
                 (3.13)
    - внутренний  диаметр фурмы
        (3.14)
    Потеря  давления кислорода в фурме:
               (3.15)
где 0,05 – коэффициент сопротивления трения;
          l – коэффициент местных сопротивлений.
    Давление  кислорода перед соплами:
                          (3.16)
    Температура кислорода перед соплами:
                                        (3.17)
    Плотность кислорода перед соплами:
            (3.18) 
 

    3.3 Расчет сопел и параметров  струй кислорода  при истечении  из сопел
    Скорость  кислорода в критическом сечении сопла:
                     (3.19)
где R – газовая постоянная для кислорода, равная 26,5 кГм/кг?град.
    Критерий  скорости истечения кислорода:
                 (3.20)
или
                      (3.21)
    Скорость истечения кислорода из сопел:
                                      (3.22)
    Плотность струи кислорода при истечении  из сопла:
                     (3.23)
или 
       (3.24)
    Плотность кислорода в критическом сечении  сопла:
                                            (3.25)
или    
                                 (3.26)
    Площадь критического сечения сопла:
      (3.27)
    Диаметр критического сечения сопла:
              (3.28)
    Площадь выходного сечения диффузора  сопла:
                                     (3.29)
или   
                  (3.30)
    Диаметр выходного сечения диффузора  сопла:
                        (3.31)
    Длина диффузора сопла:
               (3.32)
    Длина конфузора сопла:
                         (3.33)
    Радиус  закругления стенок конфузора рекомендуется  принимать примерно равным диаметру критического сечения, диаметр входного сечения конфузора сопла определяется графически.
    Динамическое  давление струи кислорода при  истечении из сопла:
         (3.34)
или   
          (3.35)
 

    ПРОГРАММА  ПРОИЗВОДСТВА
 
 
    Количество плавок:
    – в сутки:
                             (4.1)
    – в год:
                                (4.2)
    Суточное  производство, т
          – жидкой стали:
               (4.3)
          – годной продукции:
                      (4.4)
где kг-ж – коэффициент выхода годного из жидкой стали.
    Производство  в год, т
          – жидкой стали:
                      (4.5)
          – годного:
                (4.6)
 

5  ПОТРЕБНОСТЬ  В  МАТЕРИАЛАХ  И  ЭНЕРГОРЕСУРСАХ

 
 
     Потребность в материалах и энергоресурсах рассчитывается на плавку, в сутки, в год. 

     5.1 Расходные коэффициенты материалов
     Долю  чугуна и лома в шихте, выход жидкой стали, расходные коэффициенты ферросплавов, железа из руды и других окислителей  берем  по  справочнику.
     По  этим данным рассчитываются расходный  коэффициент металлошихты,  расходные  коэффициенты чугуна и лома на 1 т  жидкой стали и 1 т годного.
     Расходные коэффициенты металлошихты, кг/т
     – жидкой стали:
                         (5.1)
где kм-ш – расход металлошихты, кг на 1 т жидкой стали;
      kж-ш – коэффициент выхода жидкой стали из металлошихты (в долях единицы);
     Выход  жидкой  стали  по  отношению  к  массе  металлической  шихты  определяется  величиной  потерь  металла  при  продувке  и  обычно  составляет  89-91 %  [2]. Для  расчета  принимаем  91 %.
     – на 1 т годного:
                        (5.2)
     Расход  чугуна и лома, кг/т жидкой стали
                   (5.3)
где kф.с и kFe – соответственно расход ферросплавов и железной руды, кг/т жидкой стали.
     Расход  ферросплавов  зависит  от  используемого  передельного  чугуна  и  стали  получаемой  в  конвертере  и  приблизительно  составляет  10-15 %  от  массы  металлической  шихты  или  109,9-164,8  кг/т  [2].  Для  расчетов  принимаем  (15%)  . В процессе  плавки  для охлаждения  ванны будет использоваться  только  лом.
     Расход  лома,  определяемый  условиями  теплового  баланса  плавки,  без  принятия  специальных мер по  увеличению  его расхода,  обычно  составляет  25-30 %   от  массы металлической шихты   [2].
     Расходный коэффициент чугуна  и  лома, кг/т  жидкой стали
   (5.4)
   (5.5)
где ач и ал – соответственно доля чугуна и лома в шихте.
     Расходные коэффициенты шлакообразующих –  извести и плавикового шпата  при переделе чугуна обычного состава  находятся в пределах 70-80 кг/т  и 3-4 кг/т  [2].
     Расходные коэффициенты материалов на 1 т годного (необходимы для калькуляции себестоимости продукции цеха) рассчитываются по формуле, кг/т годного:
                                                  (5.6)
где ki – расходный коэффициент данного материала на 1 т годного;
      k?i – расходный коэффициент этого материала на 1 т жидкой стали.
     Расходные коэффициенты на  1  т  годного,  кг/т:
     - металлический  лом
                                    (5.7)
     - ферросплавов
                                    (5.8)
     - чугуна
                                    (5.9)
     - известь  
                                      (5.10)
     - плавиковый  шпат
                                     (5.11)
     Результаты  расчетов занесены  в  таблицу  5.1.
Таблица 5.1
Расходные коэффициенты материалов
Материалы Расходные коэффициенты, кг/т
жидкой  стали годного
Чугун 700,6 729,8
Лом 233,5 243,2
Известь 77 80,2
Плавиковый  шпат 3,5 3,6
Ферросплавы 164,8 171,7
 
 
5.2  Расходные  коэффициенты энергоресурсов 
При проектировании реконструкции действующих цехов  расходные коэффициенты принимаются  по данным работы цеха до реконструкции, скорректированные на мероприятия  по ресурсосбережению, предусмотренные  в проекте.
При проектировании новых конвертерных цехов следует использовать "Нормы технологического проектирования и технико-экономические показатели конвертерных цехов" и "Нормы технического проектирования и технико-экономические показатели отделений непрерывной разливки стали", а также показатели работы лучших действующих цехов.
5.3  Конвертерное  отделение
В  таблице  5.2  приведены  расходные  коэффициенты  кислорода,  электроэнергии,  воды,  сжатого  воздуха  и  топлива  в  конвертерных  отделениях. 

Таблица 5.2
Расходные коэффициенты кислорода, электроэнергии, воды, сжатого воздуха и топлива в конвертерных отделениях (на 1 т жидкой стали)
Наименование Вместимость конвертеров, т
400 300 200 160
Кислород  на технологические нужды, м3 56-60 56-60 56-60 56-60
Электроэнергия, кВт·ч 16,5-18,5 18,5-20,5 20,5-22,0 22,0-24,0
Вода  на производственные нужды, м3 9-10 10-11,5 11-12 12-13,5
Сжатый  воздух, м3 15-16 16-17 17-18 18-19
Тепло топлива, ГДж 0,10-0,12 0,13-0,15 0,15-0,17 0,17-0,20
 
 
     5.4  Отделения  непрерывной  разливки  стали

     Для  отделения  непрерывной  разливки  стали   приведены  расходные  коэффициенты  электроэнергии  (таблица  5.3),  расход  воды  на  производственные  нужды  (таблица  5.4),  расход  сжатого  воздуха  и  тепла  топлива  (5.5)  взятых  из  "Нормы технологического проектирования и технико-экономические показатели конвертерных цехов" и "Нормы технического проектирования и технико-экономические показатели отделений непрерывной разливки стали".

 
 
 
     Таблица 5.3
Расходные коэффициенты электроэнергии  (кВт?ч на 1 т жидкой стали)
Сортамент литых заготовок Вместимость конвертеров, т
400 300 200 160
Слябы
23-27 24–29 25–30 27–32
Сортовая  заготовка 28–30 33–35 35–38
 
Таблица 5.4
Расход воды на производственные нужды  (м3 на 1 т жидкой стали)
Диапазон  сечений отливаемых заготовок, мм Расход воды
(150?250)?(700?1100) 8,5–12,0
(200?300)?(800?1600) 8,0–11,5
(200?300)?(1200?1900) 8,0–11,0
(250?300)?(1400?2200) 7,–9,0
150?150 10,0–11,0
200?200 9,0–10,0
250?250 8,5–10,0
250?320 8,5–10,0
250?360 8,5–10,0

Таблица 5.5

Расход сжатого  воздуха и тепла топлива  (на 1 т жидкой стали)

Сортамент литых заготовок Сжатый воздух, м3
Тепло топлива, ГДж
Слябы 22–28 0,085–0,110
Сортовая  заготовка 28–35 0,110–0,150
 
     Принятые  величины расходных коэффициентов  материалов и энергоресурсов даны   в таблице  5.6.
Таблица 5.6
Расходные коэффициенты материалов и энергоресурсов  (на 1 т жидкой стали)
Материалы и энергоресурсы Расходные коэффициенты
в конвертерном отделении в ОНРС общий по цеху
Чугун, т 0,7003 ______ 0,7003
Металлический лом, т 0,2335 ______ 0,2335
Известь, т 0,077 ______ 0,077
Плавиковый  шпат, т 0,0035 ______ 0,0035
Ферросплавы, т 0,1648 ______ 0,1648
Кислород  на технологические нужды, м3 58 ______
и т.д.................


Перейти к полному тексту работы


Скачать работу с онлайн повышением уникальности до 90% по antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru


Смотреть полный текст работы бесплатно


Смотреть похожие работы


* Примечание. Уникальность работы указана на дату публикации, текущее значение может отличаться от указанного.