Проект отделения дуговой электропечи для выплавки стали

Министерство образования и науки Российской Федерации Уральский государственный колледж им. И. И. Ползунова Пояснительная записка ПРОЕКТ ОТДЕЛЕНИЯ ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ ДЛЯ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ Руководитель И. В. Бушуева Руководитель экономической части Г. В. Поскотинов Разработала О. А. Салтыкова

Екатеринбург 2010

• Введение
• 1. Технико — экономическое обоснование
• 2. Теоретические основы процесса
• 3. Технологическая часть
• 3.1 Расчет и составление материального баланса
• 3.1.1 Расчет рационального состава шихты
• 3.1.2 Расплавление
• 3.1.3 Окислительный период
• 3.1.4 Восстановительный период
• 3.2 Расчет и выбор оборудования
• 3.3 Расчет и составление теплового баланса
• 3.4 Расчет пылеулавливающих аппаратов
• 4. Контроль и автоматизация технологического процесса
• 5. Охрана труда
• 5.1 Основные вредности цеха
• 5.2 Техника безопасности при плавке стали в электродуговых электропечах
• 5.3 Пожарои электробезопасность
• 5.4 Расчет искусственного освещения
• 5.5 Расчет вентиляции в цехе
• 6. Охрана окружающей среды
• 7. Экономическая часть
• 7.1 Характеристика основных фондов
• 7.2 Расчет численности основных рабочих участка
• 7.3 Расчет годового фонда заработной платы основных рабочих участка
• 7.4 Расчет калькуляции себестоимости продукции участка
• Список используемых источников

Черные металлы — сталь и чугун — уже на протяжении многих веков являются основными материалами для изготовления орудий производства. С развитием и совершенствованием техники возрастали и требования, предъявляемые к черным металлам. Поэтому издавна металлургии четных металлов выделились два направления: производство металла для массового применения и производство металла для особо ответственных изделий. Так появилась качественная металлургия. [2]

Прогресс науки и техники стимулирует ученых на использование новых металлов и создание сплавов с необходимыми свойствами. Быстрое развитие машиностроительной промышленности привело к значительному увеличению спроса на легированные стали. Современные транспортные машины, силовые установки, электротехническое оборудование, металлорежущий инструмент и др. не могут быть изготовлены без применения легированных сталей. Специальные свойства, присущие этим сталям, сообщают им путем легирования никелем, марганцем, кремнием, хромом, алюминием, титаном и другими элементами. Электрическая печь оказалась наиболее целесообразным агрегатом.

Первая промышленная печь в России была построена в 1910 г. На Обуховском заводе.

В настоящее время на электрометаллургических заводах страны выплавляют легированные стали самых разнообразных марок. [1]

1. Технико-экономическое обоснование

Рабочее окно состоит из металлической рамы, дверцы («заслонки») и механизма для ее подъема. Рама служит для защиты столбиков и арки огнеупорной кладки окна от механических повреждений при загрузке материалов и при ручном перемешивании металла; является направляющей при движении дверцы и в некоторых конструкциях усиливает прочность кожуха.

К конструкции рабочего окна предъявляются следующие требования:

1) создание герметичности печи при опущенной дверце;

2) возможно более легкий подъем и опускание дверцы;

3) абсолютная надежность работы механизма подъема дверцы во избежание простоев (ремонт этого механизма на работающей печи не желателен по условиям техники безопасности);

4) достаточное охлаждение рамы;

5) легкость замены отдельных деталей конструкции окна, даже на работающей печи;

6) максимальное предохранение кожуха печи и кольца жесткости от воздействия вырывающихся из окна печных газов.

В настоящее время коробка охлаждения загрузочного окна электропечи сделана водоохлаждаемой. В коробку входят две трубки «Ф ѕ» длиной 80 мм, через которые полость коробки заполнена водой. Размеры коробки мм с нишей: радиус арки 400 мм, ширина 520 мм, высота 410 мм. при падении давления воды в магистрали коробка загрузочного окна нагревается и деформируется. При деформации коробка рвется и из нее бежит вода. Деформированная коробка в пазах окна затрудняет заслонке свободно подниматься и закрываться. Происходит выпадение кирпичей за коробкой. Прогорает шланг для воды, подходящей к окну. Приходится ремонтировать коробку или делать новую. На изготовление коробки охлаждения загрузочного окна затрачивается много времени и материала.

На основании вышеизложенного предлагаем изменить конструкцию коробки охлаждения загрузочного окна. Размеры замкнутой коробки сделать длиной 920 мм, высотой 700 мм, шириной 150 мм и радиусом 400 мм. В замкнутой коробке сделать нишу размерами: длиной 860 мм, высотой 600 мм, шириной 120 мм. Отлить коробку из магниевого чугуна, а нишу коробки заложить шамотным кирпичом при формовке.

Внедрение предложения даст экономию трудозатрат, металла на изготовление коробки и воды.

Экономический расчет

До внедрения:

Ремонт производится 2 раза в год.

1 Работа:

Электромонтер по ремонту и обслуживанию электрооборудования 5 разряда — 4 часа;

Электрогазосварщик 6 разряда — 3 часа;

2 Материал пневматический рукав Ф 25 мм, длиной 10 м, листовое железо толщиной 10 мм из Ст3 0,056 т

Круг Ф 20 мм из Ст3 — 0,001 т

Труба Ф из Ст3 — 0,003 т

После внедрения:

Вышеперечисленные затраты отсутствуют.

Затраты на внедрение:

1 Работа:

Формовщик 4 разряда — 4 часа;

Обрубщик 4 разряда — 1 час;

Модельщик 4 разряда — 35,6 часа;

2 Материал:

Пиломатериал 0,2 м³;

Масса чугунной литой коробки — 0,115 т;

Кирпич ШБ1№ 5 — 0,083 т.

Цена материала:

1) Цена 1 т листового железа из Ст3 толщиной 10 мм 1853,31 руб;

2) Цена 1 т круг Ф 20 из Ст3 3501,55 руб;

3) Цена 1 т трубы Ф3536 руб;

4) Цена 1 п. м пневматического рукава Ф 25 мм 26,62 руб;

5) Цена 1 м³ пиломатериала 1235 руб;

6) Цена 1 т кирпича ШБ1№ 5705,64 руб.

Экономию по предложению считаем по формуле:

Э = N (P₁+P₂+Q₁•Ц₁+ Q₂•Ц₂+ Q₃•Ц₃+ Q₄•Ц₄) — 0,15 (P₃+P₄+P₅+ Q₅•Ц₅+Q₆ (С — П) + +Q₇•Ц₇), (1)

где N — количество ремонтов в год до внедрения;

P_{1 -} расценка работы электромонтера по ремонту и обслуживанию электрооборудования 5 разряда, руб;

Р₂ — расценка работы электрогазосварщика 6 разряда, руб;

Р₃ — расценка работы формовщика 4 разряда, руб;

Р₄ — расценка работы обрубщика 4 разряда, руб;

Р₅ — расценка работы модельщика 4 разряда, руб;

Ц₁ — цена листового железа, руб

Ц₂ — цена пневматического рукава, руб;

Ц₃ — цена круга Ф 20 мм, руб;

Ц₄ — цена трубы Ф мм, руб;

Ц₅ — цена пиломатериала, руб;

Ц₆ — цена кирпича ШБ1№ 5, руб;

Q_{1 -} количество листового железа толщиной 10 мм, т

Q₂ — количество пневматического рукава Ф 25 мм, м

Q₃ — количество круга Ф 20 мм, т

Q_{4 -} количество трубы Ф мм, т

Q_{5 -} количество пиломатериала, м³

Q₆ — масса литой коробки из чугуна, т

Q₇ — количество кирпича ШБ1№ 5, т

С — себестоимость чугунного литья, руб

П — прямые затраты на чугунное литье, руб.

Согласно формуле 1, находим экономию:

Э = 2 (43,3 + 52,9 + 10•26,62 + 0,056•1853,31 + 0,001•3501,55 + 0,003•3536) — 0,15 (47,6 + 38,7 + 37,3 + 0,2•1235 + 0,115 (2846,71 — 1857,87) + +0,083•705,64) =879,16 руб.

При внедрении данного предложения годовая экономия составляет 879,16 руб.

Рисунок 1 — Коробка охлаждения до внедрения

дуговая электропечь сталь выплавка Рисунок 2 — Коробка охлаждения после внедрения

2. Теоретические основы процесса

Процесс плавки с окислением состоит из следующих периодов:

1) заправка печи;

2) загрузка шихты впечь;

3) плавление шихты;

4) окислительный период;

5) восстановительный период;

6) выпуск плавки.

В процессе плавки материал, из которого выполнены откосы, растворяются в шлаке. Это приводит к уменьшению толщины откосов. Верхний слой подины подвергается механическому воздействию шихты во время завалки, воздействию электрических дуг в период плавления и жидкого металла в период кипения, что обуславливает его повреждения. Поэтому, перед началом завалки должен быть произведен осмотр подины и ее заправка.

Подину и откосы печи очищают от остатков металла, шлака металлическим скребком. После очистки, обнаруженные в подине и откосах углубления заправляют сухим магнезитовым порошком.

Перед загрузкой на подину печи засыпают известь и плавиковый шпат в количестве 2 — 3% и 0,15% соответственно от массы металлической шихты. Для обеспечения достаточной плотности шихты и предотвращения разрушения огнеупорной футеровки печи соблюдают следующий порядок загрузки: на дно загружают мелкий лом в количестве 10 — 15% от массы металлической шихты, затем средний лом 40 — 45% и крупный 35 — 40%, а сверху оставшийся мелкий лом.

Плавление шихты необходимо вести форсировано при максимальном напряжении. Через 20 — 30 минут после включения тока электроды достигают самого низкого положения. Электрические дуги горят над озером жидкого металла, которое образуется на поду печи. Шихта, окружающая колодцы, постепенно оплавляется и оседает. Уровень жидкого металла повышается. Положение электродов также постепенно повышается.

На ряду с плавлением одновременно протекает ряд физико-химических процессов. Кислород воздуха, а также окислы, внесенные шихтой, окисляют примеси металла. Кремний полностью окисляется в период плавления. В этот период окисляется также около 50 — 65% марганца. Для образования основного шлака в период плавления в печь дают известь. Образующийся при этом шлак повышает устойчивость электрических дуг. [3]

Длительность периода плавления может быть сокращена путем вдувания кислорода в жидкий металл. Расход кислорода составляет 5 — 10 /т. Длительность периода расплавления сокращается на 10 — 20 минут.

В период расплавления шихты испаряется часть железа. Пары металла окисляются и удаляются из печи в виде бурого дыма.

Задачами окислительного периода являются:

1) максимальное понижение содержания фосфора в металле;

2) снижение содержания углерода до требуемого предела;

3) удаление газов, содержащихся в стали;

4) нагрев металла, а также выравнивание его температуры во всем объеме ванны.

Из печи удаляется 75% шлака. Загружают некоторое количество извести.

Введение

в печь извести увеличивает содержание окислов железа и окиси кальция в шлаке, что способствует протеканию окислительных процессов.

Реакция окисления углерода, сопровождается выделением газов (кипение), оказывает полезное действие на ход плавки — она способствует удалению водорода и азота, растворенных в жидкой стали. Кроме того, перемешивание металла и шлака в результате кипения ускоряет протекание реакции окисления фосфора, а также нагрев металла.

Длительность окислительного периода определяется временем, необходимым для завершения реакций окисления фосфора, удаления газов из металла и нагрева металла до температуры 1480 — 1520 °C. Обычно для этого необходимо 40 — 80 минут.

После того, как содержание углерода понизится в металле до требуемого значения, приступают к удалению окислительного шлака. Часть шлака скачивают при включенной печи. Остаток шлака удаляют при выключенной печи и поднятых электродах.

Задачами восстановительного периода являются удаление серы и кислорода, содержащихся в металле, и окончательная корректировка химического состава и температуры металла.

После удаления окислительного шлака в ванну вводят ферромарганец в количестве, необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на нижнем пределе, требуемого для стали данной марки. В печь вводят шлакообразующие материалы, состоящие из извести и плавикового шпата.

Выпуск металла из печи производится при наличии жидкотекучего шлака, достижения температуры 1480 — 1520єС. Металл выпускают в ковш нагретый до 600 — 700єС.

3. Технологическая часть

3.1 Расчет и составление материального баланса

3.1.1 Расчет рационального состава шихты

Материалы, используемые для выплавки стали 35СГМЛ:

1) Лом вторичный покупной категории А2;

2) Возврат собственного производства, который разделывается до габаритов, удобных для загрузки и по возможности очищается от земли и остатков стержней;

3) Чугун передельный ПВК — 3;

4) Ферромарганец ФМГ — 78;

5) Ферросилиций ФС — 45;

6) Ферромолибден ФМо-60;

7) Руда железная, мартеновская, класс22;

8) Известняк, сорт первый;

9) Жидкое стекло;

10) Песок формовочный.

По данным завода на выплавку поступает металлическая шихта следующего состава: лом вторичный покупной А2 в количестве 73% от массы металлической шихты; чугун передельный в количестве 7% от массы металлической шихты; возвраты собственные 20% от массы металлической шихты.

Таблица 1 - Рациональный состав металлической шихты, в кг

Расчет будем вести на 100 кг загружаемой шихты.

Вторичный лом стали:

Fe = 66,22 кг

Si = 0,58 кг С0,25 кг

Mn = 0,95 кг

Mo = 0,21 кг

Cr = 0,37 кг

Ni = 0,37 кг

S = 0,03 кг

SiO₂ = 0,73 кг

CaO = 0,73 кг

Al₂O₃ = 1,09 кг, Fe₂O₃ = 0,37 кг

H₂O = 0,73 кг, Масло = 0,37 кг Отходы собственного производства:

Fe =18,14 кг, C = 0,07 кг

Si = 0,16 кг, Mn = 0,26 кг

Cr = 0,1 кг, Ni = 0,1 кг

S =0,01 кг, Mo = 0,06 кг

SiO₂ = 0,2 кг, Al₂O₃ = 0,3 кг

CaO = 0,2 кг, Fe₂O₃ =0,1 кг

H₂O = 0,2 кг, Масло = 0,1 кг Чугун передельный ПВК — 3:

Fe = 6,34 кг, Si = 0,03 кг

C = 0,21 кг, Mn = 0,03 кг

SiO₂ = 0,07 кг, Al₂O₃ = 0,11 кг

CaO = 0,07 кг, Fe₂O₃ = 0,03 кг

H₂O = 0,11 кг

3.1.2 Расплавление

Расход электродов на плавку составляет 0,14% от массы завалки. Содержание углерода в электроде 86%, остальное железо.

Рассчитаем расход электродов:

100•0,0014 = 0,14 кг

В них углерода содержится:

0,14•0,86 = 0,12 кг

Остальное железо:

0,14−0,12 = 0,02 кг

К металлической шихте добавляют известь в количестве 2,45% от массы завалки и железную руду в количестве 1,57% от массы завалки.

В период расплавления потребуется извести:

100•0,0245 = 2,45 кг

Найдем количество железной руды:

100•0,0157 = 1,57 кг

Железная руда поступает следующего состава: 83% Fe₂O₃; 17% SiO₂

Рассчитаем количество Fe₂O₃ и SiO_2, поступивших в печь с рудой:

1,57•0,83=1,3 кг, 1,57•0,17=0,27 кг

Кремний, поступивший вместе с шихтой, окисляется на 4%. Найдем количество кремния, который идет на окисление:

0,77•0,04=0,03 кг

Si + O₂>SiO₂

Определим количество кислорода идущего на окисление:

=0,03 кг

Определим количество SiO₂ перешедшего в шлак:

= 0,06 кг

Около 3% Mn в шихте окисляется и переходит в шлак. Определим количество Mn, которое будет окисляться: 1,24•0,03=0,04 кг

2Mn + O₂ >2MnO

Определим количество кислорода идущего на окисление марганца:

=0,01 кг

Определяем количество MnO, которое перешло в шлак:

=0,05 кг

Частично окисляется и переходит в шлак железо, около 4%. Определим количество Fe, который идет на окисление: 90,70•0,04=3,63 кг

Количество кислорода идущего на окисление:

=1,04 кг

Определяем количество FeO перешедшего в шлак:

=4,67 кг

В процессе плавления выгорает около 14% углерода, содержащегося в металлической шихте. Определим количество углерода, который идет на окисление:

0,53•0,14=0,07 кг,

С + О₂ >CO₂

Определим количество кислорода идущего на окисление:

=0,19 кг

Определим количество образовавшегося газа

=0,26 кг

В процессе плавления выгорает вся сера, содержащаяся в шихте.

S + О₂ >SO₂

Определяем количество кислорода идущего на окисление:

=0,04 кг

Найдем количество образовавшегося газа:

=0,08 кг

Около 4% хрома содержащегося в шихте окисляется и переходит в шлак.

Определим количество хрома, который идет на окисление:

0,47•0,04=0,02 кг

2Cr + O₂ > Cr₂O₃

Найдем количество кислорода, идущего на окисление:

=0,01 кг

Определим количество Cr₂O₃, перешедшего в шлак:

=0,03 кг

Масса образовавшегося шлака будет составлять 12,83 кг.

Его состав представим в виде таблицы в %.

Таблица 2 - Состав шлака, в кг

3.1.3 Окислительный период

Окисление ванны начинается при достаточном нагреве металла, с удаления шлака из печи. Углерод окисляется до нижнего предела:

C + O > CO

Количество кислорода, идущего не окисление:

=0,44 кг

Определяем количество, образовавшегося в печи СО:

=0,77 кг

Подается железная руда в количестве 2% от массы завалки, т. е.2кг, содержащей 1,66 кг Fe₂O₃ и 0,44 кг SiO₂, которая переходит в шлак. Окись железа восстанавливается до закиси.

Fe₂O₃ + Fe = 3FeO

Количество окислившегося железа:

=0,58 кг

Количество образовавшейся закиси:

=2,32 кг

Железо окисляется газообразным кислородом с образованием жидкой фазы примерно на 6%:

87,09•0,06=5,23 кг, 2Fе + O₂ > 2FeO

Количество кислорода идущего на окисление:

=1,49 кг

Количество образовавшейся закиси железа:

=6,72 кг

Кремний, содержащийся в шихте, окисляется на 90%.

Si + O₂ > SiO₂

Количество окислившегося кремния:

0,73•0,90=0,67 кг

Количество О₂ идущего на окисление:

=0,77 кг

Количество образовавшегося SiO₂:

=1,44 кг

Марганец окисляется на 50%. Количество марганца, идущего на окисление:

1,2•0,5=0,6 кг

Mn + O > MnO

Количество кислорода идущего на окисление:

=0,17 кг

Количество образовавшегося MnO:

= 0,77 кг

Молибден также окисляется на 50%. Найдем количество молибдена, идущего на окисление:

0,27•0,5=0,14 кг, Mo + O > MoO

Количество кислорода, идущего на окисление:

=0,02 кг

Количество образовавшегося оксида:

=0,16 кг

Около ѕ Cr, содержащегося в шихте окисляется:

0,45•0,75=0,34 кг

2Cr + 3O > Cr₂O₃

Количество кислорода идущего на окисление:

=0,16 кг

Количество образовавшегося Cr₂O₃:

=0,5 кг

Количество подаваемого известняка зависит от количества железной руды, которая присаживается во время окислительного процесса и равно отношению 3: 5. Количество СаО, следовательно, будет равно 1,2 кг

Масса образовавшегося шлака равна 13,55 кг. Масса сплава соответственно равна 81,16 кг.

Таблица 3 — Состав шлака, в килограммах

3.1.4 Восстановительный период

После тщательного удаления окислительного шлака наводится новый шлак из SiO₂, извести и плавикового шпата в количестве 2% от массы металла в примерном соотношении 8: 2. Количество подаваемой смеси извести и плавикового шпата будет равно:

80,98•0,02=1,62 кг

Соответственно извести в этой смеси будет 1,3 кг, шпата 0,32 кг, SiO₂=1,73 кг.

После образования в печи нового жидкоподвижного шлака в печь присаживается расчетное количество ферромарганца.

Расчет потребности ферромарганца для легирования ведем по следующей формуле:

Х=; (2)

где Т — вес плавки, кг; Е — вводимый в печь элемент. Определяется по разности количеств заданного по анализу и остаточного в ванне в %;

Р — количество элемента в ферросплаве в %.

Вес плавки примем 83 кг.

Х==0,48 кг

Вводимый ферромарганец содержит 16% железа, 2% кремния, 4% углерода.

Всего мы внесем ферромарганцем:

Fe==0,08 кг

Si==0,01 кг

C==0,02 кг

Также, по формуле 1, рассчитаем подаваемое количество ферромолибдена:

Х==0,42 кг

Вводимый ферромолибден содержит 40% железа.

Всего внесем мы ферромолибденом:

Fe0,42•0,40=0,17 кг

Далее шлак раскисляют сухим молотым коксом. Рассчитаем количество кокса необходимого для раскисления.

Происходят следующие реакции:

FeO + C =Fe + CO;

MnO + C = Mn + CO;

MoO + C = Mo + CO;

Остаточное содержание кислорода в жидкой ванне после окислительного периода, составляет около 0, 19%. Кислород содержится в основном в виде закиси железа (0,17%), также в оксидах марганца и молибдена (по 0,01%). Рассчитаем, какое количество кислорода содержится в каждом из этих оксидов:

80,98•0,17/100=0,14 кг на FeO;

80,98•0,01/100=0,01 кг на MnO;

80,98•0,01/100=0,01 кг на MoO

По малярным массам рассчитаем количество этих оксидов:

0,14•72/16=0,63 кг FeO;

0,01•71/16=0,04 кг MnO; 0,01•112/16=0,07 кг MoO;

Закись железа будет восстанавливаться лишь на половину. Рассчитаем количество углерода необходимого для восстановления железа:

0,315•12/72=0,05 кг.

При этом образовалось:

Fe — 0,315•56/72=0,25 кг;

СО — 0,315•28/72=0,12 кг.

Рассчитаем количество углерода необходимого для восстановления марганца:

0,04•12/71=0,01 кг.

При этом образовалось:

Mn — 0,04•55/71=0,03 кг;

СО — 0,04•28/71=0,02 кг.

Рассчитаем количество углерода необходимого для восстановления молибдена:

0,07•12/112=0,01 кг

При этом образовалось:

Mo — 0,07•96/112=0,06 кг;

СО — 0,07•28/112=0,02 кг.

Всего углерода кокса пошло на восстановление 0,07 кг.

После раскисления шлака коксом, продолжается раскисление шлака сухим молотым 45% ферросилицием.

Идет следующая реакция:

2FeO + Si = 2Fe + SiO₂

Рассчитаем необходимое количество кремния для восстановления железа из сплава: 0,315•28/144=0,06 кг, следовательно, ферросилиция нужно подать 0,06/0,45=0,13 кг.

При этом образовалось:

Fe — 0,315•112/144=0,25 кг;

SiO₂ — 0,315•60/144=0,13 кг.

Рассчитаем необходимое количество ферросилиция для легирования сплава по формуле 1.

Х==0,55 кг

Суммарное количество ферросилиция будет составлять 0,68 кг. Вводимый ферросилиций содержит 3% углерода и 52% железа. Всего будет внесено ферросилицием:

Fe — 0,68•52/100=0,35 кг;

С — 0,68•3/100=0,02 кг.

Масса образовавшегося шлака составляет 1,75 кг.

Масса сплава составляет 82,5 кг. Чтобы масса составила ровно 83 кг, необходимо добавить 0,5 кг прокаленного чугуна.

Масса шлака за все время плавки составила 29,13 кг.

Таблица 4 — рациональный состав флюсов и добавок, в килограммах

По заводским данным угар металла составляет 3,19% от массы металлической шихты.

Количество кислорода израсходованного на окисление компонентов равно 4,37 кг. Избыток кислорода возьмем с коэффициентом =1,1.

Находим практическую массу кислорода:

m_{O2 прак.} = 4,37•1,1=4,81 кг Количество избыточного кислорода:

m_{O2 прак -} О_{2 факт.} = О_{2 изб. (}3)

О_{2 изб.} = 4,81 — 4,37=0,44 кг.

С кислородом поступает азот по массе:

m_N2==16,1 кг Масса воздуха составит:

m_возд. =4,81 + 16,1=20,91 кг.

Определяем количество кислорода необходимого для горения электродов с учетом образования 70% СО и 30% СО₂:

0,12•0,7=0,08 кг на СО;

0,12•0,3=0,04 кг на СО₂.

С + ½О₂ = СО С + О₂ = СО₂

Количество образовавшегося СО:

0,08•28/12=0,19 кг.

Количество образовавшегося СО₂:

0,04•44/12 =0,15 кг.

На образование угарного газа требуется О₂:

=0,11 кг.

На образование углекислого газа требуется О₂:

=0,11 кг.

Всего требуется 0,22 кг кислорода

m_{O2 прак.} =0,22•1,=0,24 кг; О_{2 изб.} = 0,24 — 0,22 = 0,02 кг.

С кислородом поступает азот:

m_N2==0,8 кг Масса необходимого воздуха составит:

m_возд. =0,24 + 0,8=1,04 кг.

Всего кислорода: m_{O2 общ.} =4,81 + 0,24=5,05 кг.

Всего азота: m_{N2 общ.} =16,1 + 0,8=16,9 кг.

Всего воздуха: m_возд. =20,91 + 1,04=21,95 кг.

Избыток воздуха: m_{O2 избыт.} =0,44 + 0,02=0,46 кг.

Таблица 5 — состав и количество выделившихся газов, в килограммах

Объем занимаемый СО: =0,9 м³

Объем СО₂: =0,17 м³

Объем О_{2 избыт.:} =0,32 м³

Объем N₂: =13,52 м³

Объем SO₂: =0,03 м³

Таблица 6 — Состав полученного сплава

На основании полученных данных составляем материальный баланс.

Таблица 7 — Материальный баланс, кг

Исходя из того, что годовая программа составляет 5000 т. сплава, составляем годовой материальный баланс.

К=5000/83=60 240,96

где К — коэффициент пересчета

Таблица 8 — Годовой материальный баланс

3.2 Расчет и выбор оборудования

Согласно годовой программе, участок должен выпустить 5000 тонн легированной стали.

Рассчитаем количество печей и их емкость, необходимых для выполнения годовой программы. Найдем количество сплава производимого за сутки. Количество рабочих дней, за вычетом праздничных и выходных дней, составит 250 дней.

5000: 250=20 т/сут.

Для выплавки такого количества сплава необходимо две печи номинальной емкостью 3 тонны.

Рассчитаем основные параметры печи. Наиболее распространена форма ванны дуговой сталеплавильной печи — сфероконическая с углом между образующей и осью конуса равным 45є

Объем жидкого металла в печи емкостью С=3т равен [4]:

V=х•C, (4)

где V — объем жидкого металла, м³;

х — удельный объем жидкой стали, м³/т;

С — ёмкость печи, т.

V= 0,145•3=0,435 м³

Диаметр зеркала металла вычислим по формуле:

D=2000•С•, (5)

где D — диаметр зеркала металла, м;

С — коэффициент пересчета;

V — объем жидкого металла, м³.

D=2000•1,085•=1,64 м.

Глубина ванны жидкого металла [4]:

H=D/a, (6)

где H — глубина ванны жидкого металла, м;

D — диаметр зеркала металла, м;

а — отношение диаметра зеркала к глубине ванны.

H=1,64/5=0,33 м

Принимаем расчетный объем шлака равный 0,1V объема жидкого металла.

V_шл. =0,1•V, (7)

где V_{шл. -} объем шлака, м³; V — объем жидкого металла, м³.

V_шл. =0,1•0,435=0,044 м³.

Определяем высоту слоя шлака по следующей формуле [4]:

Н_шл. =; (8)

где Н_{шл. -} высота слоя шлака, м; V_{шл. -} объем шлака, м³; D — диаметр зеркала металла, м.

Н_шл==0,02 м.

Диаметр зеркала шлака:

D_шл. = D+2Н_шл., (9)

где D_{шл. -} диаметр зеркала шлака, м;

D — диаметр зеркала металла, м;

Н_{шл. -} высота слоя шлака, м.

D_шл. = 1,64+2•0,02=1,68 м.

Уровень порога рабочего окна должен быть расположен выше уровня зеркала шлака на 40 мм, а уровень откосов — на 65 мм выше уровня порога рабочего окна. Тогда диаметр ванны на уровне откосов равен [4]:

D_от. =D + 2 (Н_шл + 0,04 + 0,065), (10)

где D_от — диаметр на уровне откосов, м;

D — диаметр зеркала металла, м;

Н_шл — высота слоя шлака, м.

D_от = 1,64+2 (0,02+0,04+0,065) =1,89 м.

Диаметр на уровне стен:

D_ст =D_от + 0,2, (11)

Где D_ст — диаметр на уровне стен, м;

D_от — диаметр на уровне откосов, м.

D_ст= 1,89+0,2=2,09 м

Высота плавильного устройства и толщина футеровки зависят от емкости.

Н_пл = D_от•b, (12)

Где Н_{пл -} высота плавильного пространства, м;

D_от — диаметр на уровне откосов, м;

b — отношение плавильного пространства к диаметру на уровне откосов.

Н_пл= 1,89•0,5=0,95 м.

Футеровка подины имеет толщину 413 мм и состоит из огнеупорной магнезитовой набивки толщиной 158 мм, огнеупорной кладки из шамота толщиной 65 мм и динаса толщиной 180 мм.

Футеровка стен на уровне откосов состоит из динасового кирпича толщиной 408 мм с засыпкой зазора между кладкой кожухом шириной 10 мм магнезитовой засыпкой.

Внутренний диаметр кожуха:

D_к =D_ст+2•д_от, (13)

где D_к — внутренний диаметр кожуха, м; D_{ст -} диаметр на уровне стен, м;

д_от — толщина футеровки на уровне откосов, м.

D_к =2,09+2•0,408=2,906 м.

Высота плавильного пространства и толщина футеровки зависит от емкости печи. Свод выполняют из магнезитового кирпича толщиной 230 мм.

Стрела пролета свода печи принимается равной 15% пролета (внутреннего диаметра) свода.

Н_св = 0,15•D_св=0,15 (D_к — д_св), (14)

Где Н_св — стрела пролета свода, м;

D_св — диаметр свода, м;

д _св — толщина футеровки свода, м.

Н_св = 0,15 (2,906 — 0,23) = 0,4 м.

Размеры рабочего окна выбираем из условий удобства загрузки в печь шлакообразующих и легирующих материалов.

Размеры окна:

b h = 640 520.

3.3 Расчет и составление теплового баланса

Тепловой баланс составляем на 100 кг, вносимое металлической шихты.

Приход тепла.

В печь поступает шихта массой 100 кг и температурой 20єС. Рассчитаем тепло, вносимое шихтой [4]:

Q_шх = m_шх•С_шх•t_шх, (15)

где Q_шх — тепло вносимое шихтой, кДж;

m_шх — масса металлической шихты, кг;

С_шх — теплоемкость шихты, кДж/кг•єС;

t_{шх -} температура шихты, єС.

Q_шх = 100•0,410•20 = 820 кДж

Рассчитаем тепло вносимое флюсами. Теплоемкости флюсов возьмем среднюю и равную 36,19 кДж/кг•єС.

Q_фл = m_фл•С_фл•t_фл, (16)

где Q_фл — тепло вносимое флюсами, кДж;

m_фл — масса флюсов, кг;

С_фл — теплоемкость флюсов, кДж/кг•єС;

t_фл — температура флюсов, єС.

Q_фл = 13,72 • 36, 19•20=9930,54 кДж

Найдем общее тепло, вносимое шихтой и флюсами

Q_об= Q_шх+ Q_фл=820+9930,54=10 750,54 кДж

Рассчитаем тепло, вносимое электрическим током [4]:

Q_q = W_эл•3600, (17)

где Q_q — тепло вносимое электрическими дугами, кДж;

W_эл — расход электроэнергии, кВт•ч.

Q_q =51•3600=183 600 кДж

Рассчитаем тепло экзотермических реакций

1) [Fe] + O₂ = (FeO) + 238 117,7 кДж

56 238 117,7

5,23 Х

Х = 685,9 кДж

2) [C] + O₂ = CO₂ + 408 860 кДж.

12 408 860

0,18 Х

Х=6132,9 кДж

3) [C] + [O] = CO + 46 090 кДж.

12 46 090

0,41 Х

Х=1574,74 кДж

4) [Si] + 2 [O] = (SiO₂) +321 792 кДж

28 321 792

0,03 Х

Х=34 478 кДж

5) [Mn] + [O] = (MnO) + 119 834 кДж

55 119 834

0,04 Х

Х=87,15 кДж

6) S + O₂ = SO₂ + 294 648,2 кДж

32 294 648,2

0,04 Х,

Х=368,31 кДж

Находим общее количество тепла экзотермических реакций:

Q_{общ. экз.} =43 327кДж

Общий приход тепла 238 723 кДж

Расход тепла. Рассчитаем потери тепла со сплавом. Расчет ведем по следующей формуле [4]:

Q_спл=m_спл•C_спл•t_спл, (18)

где Q_спл — тепло уносимое сплавом, кДж;

m_спл — масса сплава, кг;

C_спл — теплоемкость сплава, кДж/кг•єС;

t_спл — температура сплава, єС

Q_спл = 83•0,440•1600=58 432 кДж

Рассчитаем потери тепла со шлаком. Расчет ведем по следующей формуле [4]:

Q_шл = m_шл • C_шл • t_шл, (19)

где Q_шл — тепло уносимое шлаком, кДж;

m_спл — масса шлака, кг;

C_шл — теплоемкость шлака, кДж/кг•єС;

t_шл — температура шлака, єС

Q_шл =29,13•0,82•1600=38 218,56 кДж

Найдем тепло уносимое отходящими газами. Расчет ведем по следующей формуле [4]:

Q_отх. =•V_отх. •i, (20)

где Q_{отх. -} тепло уносимое с газами, кДж;

V_{отх. -} объем газовых компонентов, м³;

I — энтальпия газовых компонентов при температуре 1400єС, кДж/м³

Q_отх = V_CO•i_CO + V_CO2•i_CO2 + V_O2•i_O2 + V_N2•i_N2

Q_отх = 0,9•2045,76+0,17•3276,75 + 0,32•2129,93 + 16,9•2012,36 + +0,03•2136,13= 37 152,78 кДж.

Найдем потери через футеровку.

Потери тепла через свод.

Толщина свода д_св =0,23 м. к концу компании износ футеровки составляет 50%. Примем среднюю величину износа 70%.

д_св = 0,7•0,23=0,161 м

Температура в печи t₁= 1600єС, температура окружающего воздуха t_ок = 30єС, температура наружной части свода t₂= 320 єС. Футеровка свода — хром магнезитовый кирпич. Потери тепла через свод рассчитываем по следующей формуле [4]:

Q_св = •F_св•r, (21)

где Q_св — потери тепла через свод, кДж;

t₁ — температура в печи, єС;

t_{ок -} температура в цехе, єС;

д_св — толщина футеровки, м;

л — коэффициент теплопроводности, Вт/м•К;

б — коэффициент теплопередачи, Вт/м²•К;

F_св — площадь свода, м²;

r — время плавки, сек.

л =4,1 — 0,0016•t_ср. [4]

л =4,1 — 0,0016• (1600 + 320) /2=2,56 Вт/м•К.

б =1,3• (10 + 0,06•t₂) [4]

б =1,3• (10 + 0,06•320) = 37,96 Вт/м²•К.

F_св=, (22)

где F_св — площадь свода, м²;

Н_св — стрела пролета свода, м;

D_св — диаметр свода, м.

D_св = (D_к — д_ст), (23)

где D_к — диаметр кожуха, м;

д_ст — толщина футеровки стены, м.

D_св = 2,906 — 0,32= 2,59 м.

F_св = =5,39 м².

Q_св = •5,39•300=21 155,75 кДж

Потери тепла через стены.

Стены изготавливают из динасового кирпича толщиной 0,408 м. износ футеровки составляет 70%.

д_ст = 0,7•0,408 = 0,286 м

Температура верхней части печи t₂^верх. =350 єС, нижней части печи t₂^низ. =300єС. Для расчета принимаем среднюю величину.

t₂^ср ==325 єС.

Q_ст = •F_ст•r, (24)

где Q_ст — потери тепла через стену, кДж;

t₁ — температура в печи, єС;

t_{ок -} температура в цехе, єС;

д_ст — толщина футеровки, м;

л — коэффициент теплопроводности, Вт/м•К;

б — коэффициент теплопередачи, Вт/м²•К;

F_ст — площадь стен, м²;

r — время плавки, сек.

л = 6,28 — 0,0027•t_ср. [4]

л =6,28 — 0,0027• (1600 + 325) /2 = 3,68 Вт/м•К

б =10 + 0,06•t₂ [4], б = 10 + 0,06•325 = 29,5 Вт/м²•К.

Найдем площадь стен [2]:

F_ст = Н_пл •р • D_к, (25)

где Н_пл — высота плавильного пространства, м;

D_к — диаметр кожуха, м

F_ст = 0,95•3,14•2,906=8,67 м²

Q_ст = •8,67 •300=29 168,36 кДж

Потери тепла через под.

Под выполняют из шамота и динасового кирпича, толщина футеровки 0,245 м или 0,065 м шамота и 0,180 м динасового кирпича.

Q_под = •F_под•r, (26)

где Q_под — потери тепла через под, кДж; t₁ — температура в печи, єС; t_{ок -} температура в цехе, єС; д_д — толщина динасового кирпича, м; д_ш — толщина шамота, м; л_д — коэффициент теплопроводности динасового кирпича, Вт/м•К; л_ш — коэффициент теплопроводности шамота, Вт/м•К; б — коэффициент теплопередачи, Вт/м²•К; F_под — площадь стен, м²; r — время плавки, сек.

Температура внешней части пода t₂=200 єС. Найдем температуру на границе раздела динас — шамот [4]:

t_{д - ш} = t₂ + (t_{1 -} t₂) •, (27)

где t₂ — наружной части пода, єС;

t₁ — температура в печи, єС; д_{д -} толщина слоя динаса, м;

д_{п -} толщина слоя шамота, м.

t_{д - ш} =200 + (1600 — 200) •=1229 єС

л_д =6,28 — 0,0027• t_ср [4]

л_д = 6,28 — 0,0027• (1600+1229) /2=2,46 Вт/м•К.

л_ш = 0,116 + 0,16• t_ср [4]

л_ш = 0,116 + 0,16 • (1600 + 1229) /2=0,342 Вт/м•К.

б = 0,7• (10 + 0,06•t₂) [4]

б = 0,7• (10 + 0,06•200) =15,4 Вт/м²•К

Найдем площадь пода. Площадь пода состоит из нижней части равной площади свода и цилиндрической части.

F_под = F_под1 + F_под2, (28)

где F_{под -} площадь пода, м²;

F_под1 — площадь нижней части, м²;

F_под2 — площадь цилиндрической части, м².

F_под2 =, (29)

где D_k — диаметр кожуха, м;

Н_под — высота пода, м;

д_п — толщина пода, м

Н_под = д_п + Н + Н_шл + 0,04 + 0,065, (30)

где Н — глубина ванны жидкого металла, м;

Н_{шл -} высота шлака, м

Н_под =0,245 + 0,33 + 0,02 + 0,04 + 0,065 = 0,7 м.

F_под2 = 3,14•2,906• (0,7 — 0,245) = 4,15 м².

F_под = 9,44 м².

Q_под ==7206,22 кДж

Общие потери тепла через футеровку.

Q_фут = 57 530,33 кДж.

На основании полученных данных составляем тепловой баланс.

Таблица 9 — Тепловой баланс, кДж

3.4 Расчет пылеулавливающих аппаратов

В процессе эксплуатации дуговой электроплавильной печи осуществляется подъем и опускание электродов, подъем и поворот свода, наклон ванны и другие операции. Поэтому создание устройства для отсоса газов представляет значительные конструктивные трудности. Если не принять специальных мер, газы, выделяющиеся в процессе через загрузочные окна, зазоры между электродами и сводом и другие неплотности, поступают непосредственно в помещение цеха, откуда удаляются фонари здания посредством аэрации. При этом пыль выпадает из медленно поднимающегося потока, оседает на своде печи, оборудовании, конструкциях здания, что снижает светопроницаемость окон и требует создания специальных устройств для уборки. Загазованность и запыленность помещения цеха часто настолько увеличиваются, что в верхней зоне затрудняется видимость для крановщиков, а на рабочей площадке концентрация пыли и газов во много раз превышает санитарные нормы. Пыль и газ выбрасывается через фонари и вытяжные шахты, что существенно загрязняет атмосферу. Поэтому с ростом производительности печей и количества образующихся газов, особенно при применении газовой продувки, такое решение вопроса становится совершенно неприемлемым.

Несколько лучшим решением является отсос газов с помощью зонтов и колпаков. В простейшем случае над печью выше электродов сооружают зонт, несвязанный с конструкцией печи, охватывающий все места пыле и газовыделений и не мешающий обслуживанию печи. В следствии больших подсосов воздуха температура газов у стен зонта не превышает 100 — 150єС; зонт может быть сделан из обычной листовой стали, толщиной 2−4 мм. [5]

Вместо зонта иногда делают колпаки, укрепленные на каркасе печи непосредственно у мест пыле — и газовыделения. Такое решение эффективнее, но усложняет конструкцию, так как колпаки перемещаются вместе с печью и требуют шарнирных соединений со стационарным газоходом.

Для эффективной работы отсоса необходимо, чтобы скорость во входном сечении зонта или колпака была не менее 2 м/с, что вызывает большие подсосы воздуха. Наиболее распространенной схемой очистки газов, отсасываемых из дуговых электросталеплавильных печей, является очистка в скрубберах Вентури при отсосе с разрывом газового потока.

Установка, как правило, скомпонирована из нескольких труб Вентури сравнительно небольшого размера с диаметром горловины 100−150 мм. Это с одной стороны уменьшает габариты установки, а с другой — позволяет точнее подобрать необходимую пропускную способность путем отключения части труб. [5]

В последнее время для печей малой и средней емкости наряду со скрубберами Вентури успешно начали применять тканевые рукавные фильтры, чему способствовали относительно малые расходы газов и сравнительно небольшие габариты фильтров.

Расчет циклона

Расчет циклона сводится к определению его геометрических величин: диаметра, высоты, а так же скорости газа, гидравлического сопротивления.

Найдем гидравлическое сопротивление циклона:

Др = е •, (31)

где Др — гидравлическое сопротивление циклона, мм. вд. ст;

е — коэффициент гидравлического сопротивления;

с — плотность газа в рабочих условиях, кг/м³;

W_вх — скорость газа на входе в циклон, м/с

Для определения скорости газа на входе примем условную скорость W_усл.

Для циклонов типа ЦН-15 е=105.

Др = е •, (32)

где W_усл — условная скорость газа, м/с.

=

Отношение Др/с для циклонов ЦН 50−75 м. примем значение Др/с=50, тогда:

W_усл = =3,05 м/с

Определив условную скорость движения газов, определим диаметр циклона:

V_г =• W_усл, (33)

Где V_г — объем газа в рабочих условиях, м³/ч;

ф — время работы печи, с;

D — диаметр циклона, м;

W_усл — условная скорость газов, м³/с

Из этой формулы выразим диаметр:

D= (34)

Определим объем газа. При выплавке 100 кг сплава выделится 18,9 кг газов или 14,91 м³, тогда при выплавке 145 тонн сплава выделится 3580,10 кг или 2824,3 м³ газа. Одновременно с газами поступает воздух из цеха в количестве 200% от объеме газов.

V_возд. =2•2824,3=5648,6 м³

Массу воздуха определим по формуле:

m = с•V, (35)

где m — масса газа, кг;

с — плотность воздуха, кг/м³;

V — объем воздуха, м³

m =1,29•5648,6=9399,84кг

Общая масса газов будет равна:

m_г =3580,10+9399,84=16 560,04кг

Общий объем газа равен:

V_общ=2824,3+5648,6=8472,9 м³

Объем газа в рабочих условиях равен:

V_г =V₀ (1+б), (36)

где V_г — объем газа в рабочих условиях, м³;

V₀ — объем газа при нормальных условиях, м³

V₂₀₀ = 8472,9 (1+200/273) =14 658,12 м³

Тогда D==0,65 м

Согласно ГОСТ 9617–67 принимаем диаметр циклона D=0,8 м.

Зная диаметр циклона, можем найти скорость газа на входе в циклон.

Из формулы найдем W_вх

W_вх = (37)

W_вх ==3,09 м³/с

Для того, чтобы определить гидравлическое сопротивление циклона, необходимо узнать плотность газа. Из формулы 33 найдем плотность:

с₀ =m_0/V₀ (38)

с₀ =16 560,04/8472,9=1,95 кг/м³

Плотность газа при нормальных условиях мало отличается от плотности воздуха, это связано с большими подсосами воздуха.

Определим плотность газов в рабочих условиях:

с₂₀₀ =с₀/ (1+ б•t), (39)

где с₂₀₀ — плотность газов при 200 єС, кг/м³;

с₀ — плотность при нормальных условиях, кг/м³

с₂₀₀ =1,95/ (1+200/273) =1,13 кг/м³

Находим гидравлическое сопротивление циклона по формуле [5]:

Др =105• =19,82 мм. вд. ст.

4. Контроль и автоматизация технологического процесса

Для сталей характерны большие колебания температуры по ходу плавки (1450−1850°С). Как известно, применяемые для замера температур платина — платинородиевые термопары дают достаточно точные показания до 1600 °C, тогда как вольфрамо — молибденовые, наоборот, более точны при высоких температурах. В связи с этим целесообразно оборудовать печи обеими термопарами с одним потенциометром и переключателем на две шкалы.

В связи с трудностью количественного учета ряда параметров возникает острая необходимость во взвешивании жидкого металла перед выпуском или в ковше для максимального использования стали при разливке. Устройства для взвешивания жидкого металла разработаны и опробованы на металлургических заводах.

Для ускорения химического анализа проб широкое применение получили квантометры. Квантометрами измеряют концентрацию элемента в пробе по интенсивности спектральных лучей между пробой и электродом. Квантометр имеет 30 каналов и может определить содержание 25 элементов в пробе. Вся операция от взятия проб до выдачи результатов при исследовании квантометром составляет не более 10 минут. Применение квантометров сокращает длительность плавки, способствует уменьшению количества брака, благодаря точности анализа, и является важным шагом по пути полной автоматизации процесса.

Большие перспективы в областях создания быстродействующих, бесшумных и надежных регуляторов мощности, не требующих тщательного ухода, принадлежат терристорам. Для печи ДСП используют регулятор мощности на терристорах типа СТУ-022, разработанный ВНИИ А. Черметом и заводом электросталь. Этот быстродействующий регулятор обладает регулируемой зоной чувствительности по силе тока 1ч10А и высоким быстродействием.

Время разгона и торможения двигателя составляет 0,3ч0,5 с. Скорость перемещения электродов 4м/мин и может быть доведена до 6 м/мин.

Быстродействие регулятора СТУ-022 позволяет существенно уменьшить число отклонений печного трансформатора при перегрузках по току, увеличить среднее значение мощности и повышать производительность печи.

При отклонении силы тока дуги от заданного значения на выходе схемы сравнения появляется напряжение разбаланса. Усилитель мощности УМ выдает сигнал ФСУ на формирование импульсов управления соответствующим блокам терристоров БТ-1и БТ-2. В результате этого в цепи якоря двигателя М возникает определенный по значению ток и двигатель перемещает электроды в нужном направлении. При вращении двигателя появляется напряжение токометрического моста. Это напряжение суммируется с напряжением на выходе усилителя У1. По

мере перемещения электрода величина напряжения на входе У1 уменьшается до 0 и двигатель останавливается.

В регуляторе СТУ-022 предусмотрен также и ручное дистанционное управление мощностью печи.

5. Охрана труда

5.1 Основные вредности цеха

Профессия сталевара сложна и опасна. При работе он испытывает воздействие высоких температур, шумов, светового излучения. Атмосфера электроплавильном отделении запылена и загазована.

Таблица 10 - Основные вредности электроплавильного отделения

От постоянного воздействия вредных факторов на сталевара, у него могут возникнуть профессиональные заболевания:

силикоз, от вдыхания частиц SiO₂;

сидероз, от вдыхания частиц FeO, Fe₂O₃.

Опасности в цехе:

Наличие нагретых тел;

движение транспорта и крана в цехе;

возможность выплескивания расплавленного металла;

печь работает на токе большой мощности.

Поэтому каждый работающий в цехе должен знать возможные источники опасности и технику безопасности работы. По этой причине к работе сталеварами и подручными сталевара допускаются только рабочие усвоившие правила техники безопасности и прошедшие инструктаж по работе, которую им предстоит выполнить.

Рабочие в цехе одеты в специальную одежду из сукна. Голова и лицо защищены широполой войлочной шляпой. Лицо рабочего защищают щитки, а глаза затемненные очки.

Особое внимание во время плавки следует уделять предупреждению взрывов и выбросов металла, которые в основном происходят при попадании влаги в жидкий металл. Поэтому все шихтовые материалы должны быть сухими. Весь инструмент, гребки для перемешивания металла и лопатки для взятия проб, должны быть просушены и ошлакованы.