Обоснование и расчет производственных отделений литейного цеха

1. Обоснование и расчет производственной программы

1.1 Выбор и обоснование места строительства цеха

1.2 Производственная программа литейного цеха

2. Расчет производственных отделений литейного цеха

2.1 Плавильное отделение

2.1.1 Выбор типа плавильных агрегатов

2.1.1.1 Индукционная тигельная печь

2.1.1.2 Дуга электропечи постоянного тока с кислой футеровкой

2.1.2 Расчет шихты для плавки стали 20Х5МЛ

2.1.3 Расчет шихты для выплавки стали 25Л в дуговой печи

2.1.4 Технология плавки стали в индукционной тигельной печи

2.1.5 Расчет количества плавильных агрегатов

2.1.6 Определение площади плавильного отделения

2.2 Формовочное отделение

2.2.1 Определение площадей формовочного отделения

2.3 Расчет парка ковшей

2.4 Проектирование стержневого отделения

2.4.1 Выбор способа изготовления стержней и оборудования

2.4.2 Расчет количества стержневого оборудования

2.4.3 Расчет площадей стержневого отделения

2.5 Смесеприготовительное отделение

2.5.1 Выбор материала

2.5.2 Выбор оборудования для производства смесей

2.5.3 Расчет необходимого количества оборудования

2.5.4 Расчет систем механической регенерации

2.5.5 Определение площадей смесеприготовительного отделения

2.6 Проектирование отделения очистки, обрубки, термообработки и сдачи литья

2.6.1 Расчет необходимого оборудования

2.6.2 Определение площади термообрубного отделения

2.7 Складское хозяйство

2.8 Взаимосвязь проектируемого цеха по отделениям

3. Анализ конструкции детали и требования к ней

3.1 Характеристика детали, её назначение и условия эксплуатации

3.2 Определение припусков на механическую обработку

3.3 Обоснование положения деталей в форме при заливке

3.4 Обеспечение питания отливки

3.5 Определение узлов питания отливки и количества прибылей

3.6 Конструирование и расчет прибылей

3.7 Определение выхода годного

3.8 Обоснование принятого типа литниковой системы и способа заливки сплава в форму

3.9 Расчет оптимальной продолжительности заливки и площадей сечений литниковых каналов

3.10 Определение количества стержней и их размеров

3.11 Возможные дефекты и методы их устранения

4. Экономическое обоснование литейного производства

4.1 Управление персоналом

4.2 Проектирование численного и квалификационного состава работающих

4.3 Организация и планирование заработной платы

4.4 Отчисления на социальные нужды

4.5 Разработка системы стимулирования трудовой деятельности. Участие рабочих и служащих в управлении производством

4.6 Расчет стоимости основных фондов, амортизационных отчислений

4.7 Определение себестоимости продукции

4.8 Расчет плановых постоянных и переменных затрат

4.9 Ценообразование

4.10 Расчёт коммерческой эффективности

4.11 Показатели эффективности

5. Безопасность труда и экологичность проекта

5.1 Безопасность труда

5.1.1 Характеристика производства

5.1.2 Вентиляция

5.1.3 Производственный микроклимат

5.1.4 Производственное освещение

5.1.5 Производственный шум

5.1.6 Производственная вибрация

5.1.7 Пожарная безопасность

5.1.8 Требования к организации технологического процесса в условиях чрезвычайных ситуаций

5.2 Экологичность проекта

5.2.1 Глобальные экологические проблемы современности

5.2.2 Анализ связи литейного процесса с экологическими системами

5.2.3 Основные требования экологизации проекта

5.2.4 Пути экологизации производства

Заключение

Список использованных источников

Литейное производство как технологический процесс является одним из основных процессов в машиностроении. Вес литых деталей составляет 50−75% от веса машин. Литые заготовки по размерам и конфигурации в наибольшей мере приближаются к готовым деталям, а объем механической обработки меньше. Чем на заготовках, получаемых другими методами.

Развитие литейного производства неразрывно связано с проектированием и реконструкцией литейных цехов. В настоящее время машиностроительная отрасль предъявляет все большие требования к качеству применяемой продукции. Очевидно, что отливки, изготовленные в разовых песчано-глинистых формах, занимают значительную долю от выпускаемых во всём мире. Работа с ПГС позволяет достичь высокой производительности при относительной дешевизне процесса, но качество получаемой поверхности изготовляемой детали, оставляет желать лучшего.

В разрабатываемом проекте отливки будут изготовляться методом литья в песчано-глинистую формы. В производстве отливок используют различные сплавы металла.

1. Обоснование и расчет производственной программы

1.1 Выбор и обоснование места строительства цеха

Машиностроительное предприятие представляет собой очень сложную организацию, структура и деятельность которой находятся в непосредственной зависимости от сложности конструкции и разнообразия выпускаемой продукции, характера технологического процесса ее изготовления и объема производства.

При проектировании предприятия одновременно разрабатывают и решают экономические, технические и организационные задачи.

Проектирование цеха обусловлено наличием разветвленной сети транспортных магистралей, связывающих данный район с другими крупными промышленными регионами страны, наличием дешевой электроэнергии, трудовых ресурсов, богатых сырьевых источников, достаточным рынком сбыта.

Системы отопления, водоснабжения, канализации централизованы.

К цеху подведена ветка железнодорожных путей, позволяющая обеспечивать производство шихтовыми и вспомогательными материалами. Цех имеет зону защитных сооружений и удален от жилых массивов на расстояние. Санитарно-защитная зона составляет 3000 м.

1.2 Производственная программа литейного цеха

Проектируемый цех является цехом серийного производства, с годовым производством отливок 18 тыс. тонн.

Отливки изготовляются по такому технологическому процессу:

— литье в песчано-глинистые формы;

Сплав марки, применяемый при заливке форм, выбираем 20Х5МЛ.

Исходными данными для проектирования цеха, выбора оборудования является производственная программа. Распределение годовой программы отливок по весовым группам представлено в таблице 1.

На производстве применяется параллельный режим работы, заключающийся в выполнении всех технологических операций одновременно на разных производственных площадях и участках литейного цеха разными рабочими и машинами.

Проектируемый цех работает по двухсменному графику работы. Продолжительность рабочей недели составляет 40 часов.

Календарный фонд времени составляет:

356· 24=8760 ч/год.

Номинальный фонд определяется из выражения:

Т_н = (Д — Р) С Ч, где Д — число рабочих дней в году;

Ч — число рабочих часов в смену;

Р — годовое количество предпраздничных, выходных и предвыходных дней;

С — число рабочих смен в сутки.

Т_н = (365 — 125) 2 8 = 4100 ч.

Действительный фонд времени учитывает простои оборудования, связанные с плановыми ремонтами или болезнью рабочего, обслуживающего это оборудование. Этот фонд времени можно рассчитать пользуясь коэффициентом простоя оборудования, либо приняв число часов простоя как 4,5% - при 2-х сменной работе.

Т_д = 4100 — 185= 3915 ч.

Таблица 1- Производственная программа цеха

Действительный фонд времени рабочих зависит от продолжительности отпуска, болезней, вредности производства и определяется по формуле:

где К — коэффициент потерь;

К = 0,885 — для вредных работ;

К = 0,895 — для стержневого и формовочного отделения;

К = 0,925 — для других отделений.

В таблице 2 приведены действительные фонды времени для различных отделений проектируемого цеха.

Таблица 2 — Режим и фонды времени работы оборудования и рабочих

Расчет количества оборудования.

Расчет количества любого оборудования будем производить по формуле:

где Р₁ — количество оборудования по расчету;

В — годовая программа выпуска продукции (форм, стержней, формовочной смеси и т. д.);

К_н — коэффициент неравномерности работы оборудования;

Ф_д — действительный фонд времени работы оборудования, ч;

П_р — расчетная производительность оборудования.

где П_ц — производительность оборудования;

К_и — коэффициент использования оборудования.

Таблица 3 — Коэффициент неравномерности К_н

Таблица 4 — Коэффициент использования оборудования К_и

2. Расчет производственных отделений литейного цеха

2.1 Плавильное отделение

Расчет плавильного отделения заключается в составлении баланса металла по выплавляемым маркам, выборе типа и определении количества плавильных агрегатов, расчете расхода шихтовых материалов на годовой выпуск и планировке участка.

Расчет плавильных агрегатов и другого оборудования начинается с определения необходимого объема металлозавалки по отдельным маркам металла. Мы выбрали для плавильного отделения две плавильные печи.

Таблица 5 — Распределение отливок по массовым группам

По данным таблицы 2 составляем производственную программу по сплавам, которая отражена в таблицах 3, 4, 5 и 6.

Также составляется баланс металла по цеху, который отражен в таблице 8.

Таблица 6 — Производственная программа цеха для отливок из сплава 20Х5МЛ

Таблица 7 - Производственная программа цеха для отливок из сплава 15Х13Л и32Х06Л

Таблица 8 - Производственная программа цеха для отливок из сплава 25Л и 35Л

Таблица 9 — Производственная программа цеха для отливок из прочих сплавов

Таблица 10 — Баланс металла по цеху

Таблица 11 — Ведомости расхода металла для УИП и ДП

2.1.1 Выбор типа плавильных агрегатов

2.1.1.1 Индукционная тигельная печь

В качестве плавильного агрегата, для плавки стали, выбраны индукционные печи средней частоты. Индукционные печи средней частоты (ИСТ), которые обладают несомненными техническими и экономическими преимуществами, обусловленными эффектом внутреннего нагрева шихты вихревыми токами и потерями на перемагничивание ферромагнетиков в сильных электромагнитных полях повышенной частоты. Благодаря принципу работы такой печи плавка металла будет происходить при равномерной температуре. Большим преимуществом устройства печи является высокая производительность и возможность плавки в любом температурном режиме. Такой вид плавки имеет малый угар металла. Вместо шихты в печи можно использовать специальные стружки без брикетирования.

2.1.1.2 Дуга электропечи постоянного тока с кислой футеровкой

Принцип работы основан на преобразовании электрической энергии в тепловую в электрической дуге, являющейся одной из форм разряда в газовой фазе. В сравнительно малом объёме дуги при таком разряде можно сконцентрировать большие мощности и получить очень высокие (до 3000⁰С) температуры.

Электрические печи с кислой футеровкой обычно используют в литейных цехах при плавке стали для фасонного литья. Кислая футеровка более термостойка, чем основная, что позволяет эксплуатировать печь с перерывами, требуемыми по условиям работы многих литейных цехов (работа в одну или две смены). Преимуществом кислых печей по сравнению с основными является более высокая стойкость футеровки, длительность плавки в кислой печи меньше (отсутствует востановительный период плавки), низкая теплопроводность футеровки, более низкий расход электроэнергии.

В печах постоянного тока электрическая дуга горит между вводимым в рабочее пространство сверху графитированным электродом (одним, иногда тремя) и жидким металлом или твёрдой шихтой, к которым напряжение подводят с помощью распологаемых в подине специальных токопроводящих устройств (подовых электродов). К верхнему графитированному электроду от источника питания подводят отрицательный, а к металлической ванне — положительный электрический потенциал.

Достоинства:

1. Уменьшение удельного расхода электродов на 50%-60%.

2. Увеличение производительности печи и снижение расхода электроэнергии.

3. Облегчение ведения плавки так как протекающий ток по объёму ванны вызывает электромагнитное перемешивание металла.

4. Снижение уровня создаваемого дугами шума.

5. Почти нет вибрации электродов.

6. Уменьшение примерно вдвое обратного отрицательного воздействия печи на питающую сеть.

7. Некоторое упрощение конструкции печи в связи с наличием одного электрода.

Усложняется конструкция и эксплуатация пода печи в связи с наличием подовых электродов и необходимостью их замены; более дорогостоящим является источник электрического питания печи.

При кислом процессе футеровку печи выполняют из динасового или хромагнезитового кирпича.

2.1.2 Расчет шихты для плавки стали 20Х5МЛ

Для изготовления отливок используются сплавы марки 20Х5МЛ по ГОСТ 977–88 и 25Л. Ниже приведен расчет шихты для этих сплавов. Применение для изготовления отливки именно данных сплавов, обосновано тем, что они удовлетворяют всеми физико-механическими характеристиками предъявленными к отливке. Основные физико-механические показатели и состав сплава приведены в таблице 4.

Таблица 12 — Литейные свойства и химический состав стали 20Х5МЛ

Сталь 20Х5МЛ, выплавляемая в индукционной печи. Шихту составляют из отходов стали 20Х5МЛ (0,2% С; 0,4%Si; 0,6% Mn; 6% Cr, 0,4%Мо) — 40%, стали 30Х13−20%, стали 95Х18−20%, стали 40Х13−10%

Выполним расчет для печи садкой 1000 кг.

Угар отдельных элементов при индукционной плавке: 4−6% Cr; 4−8% Mn; 5−15% Si, 3%Мо;

С учетом угара химический состав металла после расплавления будет следующим, %:

Таблица 13-Состав и количество внесенных отходами элементов.

Угар отдельных элементов при индукционной плавке: 4−6% Cr; 4−8% Mn; 5−15% Si, 3%Мо. С учетом угара химический состав металла после расплавления будет следующим, %:

C 0,454Ч100/1000= 0,0454

Si 0,35Ч (100−10)/1000=0,035

Mn 0,25Ч (100−6)/1000= 0,023

Cr 159,5Ч (100- 6)/1000=14,99

Мо 0,318· (100−3)/1000=0,03

2.1.3 Расчет шихты для выплавки стали 25Л в дуговой печи

Сталь 25Л, выплавляемая в электродуговой печи.

Состав шихты В дуговых печах с кислой футеровкой выплавляют ограниченный сортамент сталей, включающий простые среднеутлеродистые (0,25−0,40% С), а также хромоникелевые, хромомолибденовые и другие среднеуглеродистые легированные стали. Выплавка в таких печах сложнолегированных сталей и сплавов, содержащих марганец, титан, алюминий, цирконий и др., практически невозможна. Вследствие того, что в процессе кислой плавки фосфор и сера не удаляются, а их содержание в готовой стали за счет вводимых добавок может даже несколько увеличиться, шихтовые материалы должны содержать фосфора и серы на 0,1% меньше, чем допускается в готовой стали. В соответствии с этим собственные отходы не должны превышать 50% от массы шихты. Остальную часть шихты составляют из отходов углеродистых сталей с низким содержанием серы и фосфора. Шихтовые материалы должны внести такое количество углерода, чтобы его содержание после расплавления было на 0,10−0,20% больше, чем в выплавляемой стали. Состав стали 25JI согласно ГОСТ 977–88 представлен в таблице 14. В составе шихты используют следующие материалы:

• отходы литейного цеха — 30%;

• стальной лом — 60%;

* стружка в брикетах — 10%;

• чугун передельный.

Таблица 14- Химический состав стали 25JI (ГОСТ 977−88)

Таблица 15 -Состав шихтовых материалов

* Остальную часть составляет железо.

Таблица 16 — Состав шлакообразующих материалов

Соотношение между стальными компонентами шихты и чугуном можно определить, используя следующее балансовое по углероду уравнение:

,

где [С]_с — нижний предел содержания углерода в заданной марке стали, %;

[С]_изб — превышение содержания углерода к концу периода плавления, в кислом процессе оно обычно составляет 0,10−0,20%;.

[С]_{с ш} — содержание углерода в стальной составляющей шихты, %;

[С]_ч — содержание углерода в чугуне, %;

Так как в данном расчете за 100% принята сумма только компонентов, содержащих сталь, то можно записать следующим образом:

или

,

и в окончательном виде:

откуда х=4,52 кг (%).

Пересчитав вновь состав компонентов стали и чугуна исходя из 100%, окончательно получим:

1. Отходы литейного цеха составят:

300Ч100/(100+4,52)=28,7 кг (%);

2. Расход стального лома составит:

60Ч100/(100+4,52)=57,41 кг (%);

3. Расход чугуна составит:

4,52Ч100/(100+4,52)=5,4 кг (%).

С целью получения более точных расчетов следует учитывать, что отходы литейного цеха могут быть загрязнены песком в виде пригара (обычно от 0,5 до 2,0%). Аналогичные загрязнения могут иметь и другие составляющие шихты. Тогда, если принять пригар равным 1%, действительное количество отходов литейного цеха составит 28,7(100−1)/100 = 28,41 кг. Масса пригара будет равна 28,70−28,41 = 0,29 кг.

В период плавления происходит окисление кремния, марганца, углерода и железа. Примем, что окисление этих элементов происходит в основном кислородом атмосферы печи. Окисление элементов металлической ванны, например кремния, можно представить реакциями:

[Si]+{0₂}=(Si0₂);

[Si]+2(Fe0)=(Si0₂)+2 [Fe].

Таблица 17- Количество элементов вносимых шихтовыми материалами

Причем основным процессом является реакция, так как первоначально с кислородом реагирует железо (как избыточный компонент шихты) с образованием (FeO):

2[Fe]+{0₂}=2(Fe0).

Необходимо также учитывать, что часть (FeO) растворяется в металле по реакции (Fe0)=[О]+[Fe], обогащая тем самым металл растворенным кислородом. Однако в данном расчете мы этот процесс не учитываем, считая, что доля растворившегося в металле кислорода в период плавления невелика.

За период плавления угар кремния составляет 70%, марганца — 70%. Угар железа составляет 2−3% от массы металла. Причем большая часть этого угара (60−80%) является результатом испарения и окисления железа в зоне действия электрических дуг. Угар углерода в этот период незначителен, можно принять, что его убыль компенсируется переходом углерода из электродов.

С кислородом печной атмосферы поступит 1,582Ч77/23 = 5,296 кг азота, где 77 и 23 — массовые проценты соответственно азота и кислорода в воздухе, которые, например, для кислорода можно определить из выражения:

где - молярная масса азота;

- молярная масса кисллорода.

Таким образом, на образование оксидов требуется воздуха:

1,582 + 5,296 = 6,878 кг.

За счет пригара (песка) на отходах литейного цеха, кг:

SiO₂ 0,29Ч0,96=0,278;

А1₂0₃ 0,29Ч0,02=0,006;

Fe₂O₃ 0,29Ч0,02=0,006.

Итого 0,290

Из динасового свода. Расход кирпича на 100 кг шихты можно принять равным 0,2 кг. Из этого количества в период плавления расходуется 60% динаса, т. е. 0,2Ч0,06 = 0,12 кг, которые внесут в состав шлака, кг:

СаО 0,12Ч0,013=0,0016;

SiO₂ 0,12Ч0,966=0,1159;

А1₂O₃ 0,12Ч0,06 =0,0007;

Fe₂O₃ 0,12Ч0,015=0,0018.

Итого 0,1200 кг.

Из подины и откосов. Наварка подины и откосов производится кварцевым песком. Расход песка составляет 1−2 кг на 100 кг шихты (в расчете принимаем 1,5 кг). В период плавления в шлак переходит 50% массы наварки (кварцевого песка), или 0,75 кг. Из наварки переходит в шлак, кг:

SiO₂ 0,75Ч0,96=0,720;

А1₂O₃ 0,75Ч0,02=0,015;

Fe₂O₃ 0,75Ч0,02=0,015.

Итого 0,750

Из золы электродов. Расход электродов на 1 т стали составляет 4−6 кг (0,4−0,6 кг на 100 кг шихты). По периодам плавки расход электродов примерно пропорционален расходу электроэнергии. Считаем, что в первый период расходуется 60% электродов, т. е. 0,5Ч0,6=0,30 кг (если принять расход электродов в среднем 0,5 кг на 100 кг шихты). Примем также, что углерод электродов в этот период окисляется кислородом печной атмосферы, а образовавшаяся зола переходит в шлак. В данном случае окисляется углерода 0,30Ч0,99=0,297 кг. При этом образуется золы 0,30Ч0,01=0,003 кг. Из золы электродов перейдет в шлак, кг:

СаО 0,003Ч0,1180=0,0003;

SiО₂ 0,003Ч0,565 =0,0017;

А1₂Оз 0,003Ч0,317 =0,0010.

Итого 0,0030 кг.

Таблица 18- Состав и количество шлака периода плавления

Количество газов периода плавления.

Так как в расчете принято, что в период плавления незначительный угар углерода металлической ванны компенсируется растворением углерода электродов, то образованием газов за счет окисления углерода, растворенного в металле, пренебрегаем.

В течение I периода расходуется 0,30 кг графитированных электродов. Принимаем, что углерод электродов окисляется кислородом воздуха на 90% до СО и 10% до СО₂. Тогда с образованием СО сгорает углерода:

0,30×0,99×0,90=0,267 кг, где 0,99 — содержание углерода в электродах, и образуется:

0,267Ч28/12 = 0,623 кг СО.

С образованием СО₂ окисляется 0,30Ч0,99Ч0,10=0,030 кг углерода, при этом образуется 0,030Ч44/12=0,110 кг СО₂. Для горения потребуется кислорода воздуха: (0,623−0,267)+(0,110−0,030)=0,436 кг, или 0,436Ч22,4/32= =0,305 м³. С кислородом воздуха поступит азота: 0,436Ч77/23=1,460 кг, или 0,305Ч79/21=1,1427 м³.

Таблица 19- Материальный баланс периода плавления, кг

Задачами окислительного периода при кислой плавке являются дегазация металла за счет кипения и нагрев металла. В течение периода окисляется 0,10−0,20% углерода. Для интенсификации кипения в ванну присаживают небольшими порциями (не более 0,2% от массы металла каждая) железную руду. Вызвать интенсивное кипение металла можно также небольшими присадками извести. Вводимый при этом оксид кальция вытесняет из содержащихся в шлаке силикатов FeO, как более слабый основной оксид, повышая тем самым окислительную способность шлака. Однако необходимо учитывать, что наличие в шлаке свободного оксида кальция вызывает интенсивное разъедание кислой футеровки. Поэтому для кислого процесса оптимальным является содержание в шлаке 6−8% СаО.

При высоком содержании в шлаке SiО₂ (56−60%) и высокой температуре происходит восстановление кремнезема по реакциям:

(Si0₂)+2[C]=[Si]+2{C0};

(Si0₂)+2 [Mn]=[Si]+2(MnO);

(Si0₂)+2[Fe]=[Si]+2(Fe0).

Содержание кремния в металле в конце окислительного периода может достигать 0,2−0,4%.

В соответствии с приведенными в литературе данными принимаем следующее изменение состава металла в окислительном периоде плавки. Содержание углерода в конце периода должно быть приблизительно 0,22%, или 96,117Ч0,22/100=0,211 кг, где 96,117 — выход жидкого металла, кг. Следовательно, окислится углерода, в том числе с учетом углерода, пошедшего на восстановление кремния, 0,412−0,211=0,201 кг.

К концу периода в металле остается 0,08−0,12% марганца. Принимаем в расчете 0,10%, или 96,117Ч0,10/100=0,096 кг; окислится марганца 0,159−0,096=0,063 кг. За счет восстановления содержание кремния в металле в конце окислительного периода можно принять равным 0,25%, что составит 96,117Ч0,25/100=0,240 кг, тогда восстановится 0,240−0,117=0,123 кг кремния. На восстановление кремния потребуется 0,123Ч24/28 = =0,105 кг углерода.

Потребность в железной руде.

Принимаем, что окисление углерода и марганца происходит за счет кислорода железной руды. При этом источником кислорода является FeO — оксид железа, который получается при восстановлении Fe₂03 руды железом:

Fe₂О₃+[FeО]=3(FeО).

Расход железной руды на плавку определим по балансу затрат на окисление элементов и поддержание в шлаке определенных концентраций оксидов железа.

Потребность в FeO покрываем присадкой в шлак железной руды. Для образования 0,658 кг FeO требуется 0,658Ч160/216=0,487 кг. Для восстановления до FeO требуется 0,658−0,487=0,171 кг железа. Если принять, что 10% из руды переходит в шлак, а 90% восстанавливается до FeO, то расход железной руды составит 0,487/(0,90Ч0,90)=0,601 кг.

Таблица 20. Количество FeO, необходимое для окисления примесей, кг

*Количество углерода, потребовавшееся для восстановления кремния из (SiO₂).

**Количество кремния, восстановившееся из (SiO₂).

***Отнесение реакции десульфурации к окислительному процессу носит условный характер.

Шлак окислительного периода.

В шлак окислительного периода поступит: Из металла: 0,081 кг МnО; 0,264 кг SiO₂ (итого 0,183 кг).

Из шлака периода плавления: 1,7006 кг Si0₂; 0,0227 кг А1₂O₃; 0,91 кг FeO; 0,3598 кг; 0,0019 кг СаО (итого 3,474 кг).

Итого 0,114 кг.

Из извести. Расход извести в окислительный период плавки принят 0,3 кг на 100 кг садки. Известь внесет в шлак, кг:

СаО 0,30Ч0,92=0,276;

MgO 0,30Ч0,03=0,009;

Si0₂ 0,30Ч0,03=0,009;

А1₂0з 0,30Ч0,01=0,003;

Fe₂О₃ 0,30Ч0,01=0,003.

Итого 0,300 кг.

Из свода. В окислительный период расходуется 20% динасового кирпича, что составляет, кг:

СаО 0,40Ч0,0134=0,0006;

Si0₂ 0,40Ч0,9658=0,0386;

А1₂0₃ 0,40Ч0,0058=0,0002;

Fe₂О₃ 0,40Ч0,015 = 0,0006.

Итого 0,040 кг.

Из подины и откосов. В шлак поступит 25% набивной массы, т. е. 1,5Ч0,25=0,375 кг. Из набивной массы в шлак перейдет, кг:

Si0₂ 0,375Ч0,96=0,360;

А1₂0₃ 0,375Ч0,02=0,008;

Fe₂О₃ 0,375Ч0,02=0,007.

Итого 0,375 кг.

Из золы электродов. Принимаем, что в окислительный период расходуется 20% электродов, что составляет 0,5Ч0,2=0,099 кг. Содержащийся в электродах углерод сгорает в атмосфере печи, а зольный остаток переходит в шлак. Окисляется углерода электродов, кг: 0,10Ч0,99 = 0,099. Образуется золы 0,10Ч0,01=0,001 кг. Составляющие золы внесут в шлак, кг:

СаО 0,001Ч0,118=0,0001;

Si0₂ 0,010Ч0,565=0,0006;

А1₂0₃ 0,010Ч0,317=0,0003.

Итого 0,001 кг Таблица 21. Количество и состав шлака окислительного периода

Количество газов окислительного периода

При окислении углерода металла образуется 0,201Ч28/12=0,469 кг монооксида углерода. При окислении углерода электродов кислородом атмосферы образуется:

0,099Ч0,90Ч28/12 = 0,208 кг СО;

0,099Ч0,10Ч44/12 = 0,036 кг СО₂;

где 0,90 и 0,10 — доли окисления углерода соответственно до СО и СО2.

При этом требуется 0,208Ч16/28+0,036Ч32/44=0,145 кг, или 0,145Ч22,4/32=0,102 м³, кислорода воздуха. С кислородом поступит азота 0,145Ч77/23=0,485 кг, или 0,485Ч22,4/28=0,388 м³.

Таблица 22-Количество и состав газов окислительного периода

При выплавке стали для фасонного литья плавку проводят без восстановительного периода. В этом случае раскисление проводят осаждающим методом. Если содержание кремния в металле ниже, чем требуется в выплавляемой стали, то за 7−10 мин до выпуска в печь присаживают ферросилиций. Ферромарганец вводят либо в печь (за 3−5 мин до выпуска), либо в ковш. Алюминий для окончательного раскисления вводят в ковш.

Таблица 23-Материальный баланс окислительного периода, кг

Раскисление металла Определим состав металла, полученного к концу окислительного периода плавки, %:

С 0,211Ч100/96,317=0,219 ~ 0,22;

Si 0,240Ч100/96,317=0,249 ~0,25 ;

Мn 0,096Ч100/96,317=0,100;

Р 0,046Ч100/96,317=0,048 ;

S 0,039Ч100/96,317=0,040.

Расчет необходимого количества раскислителей производится исходя из среднезаданного содержания соответствующих элементов в готовой стали с учетом их угара: марганца — (0,045+0,90)/2=0,68%; кремния — (0,20+0,52)/2 = 0,36%.

Так как содержание кремния в металле выше нижнего предела, определяемого стандартом, то можно его содержание не повышать, оставив на уровне, полученном в процессе кремний восстановительной плавки.

Таким образом, раскисление металла в печи производим ферромарганцем, а в ковше в процессе выпуска — алюминием. Необходимое количество раскислителя можно определить по следующей формуле:

где q_p — количество присаживаемого раскислителя, кг;

M_ст — выход жидкой стали перед раскислением, кг;

[Е]ст — среднезаданное содержание определяемого элемента в готовой стали, %;

[Е]_п.р — содержание того же элемента в металле перед раскислением, %;

[E]р — содержание соответствующего элемента в раскислителе, %;

U - угар элемента, %.

Определим расход ферромарганца, принимая угар марганца равным 20%:

Ферромарганец внесет, кг:

0,931Ч0,06=0,056 углерода;

0,931Ч0,75= =0,698 марганца;

0,931Ч0,02=0,019 кремния;

0,931Ч0,003=0,003 фосфора;

0,931Ч0,0003=0,0003 серы.

Итого 0,7763 кг.

С ферромарганцем поступит:

0,931−0,776 = 0,155 кг железа.

При раскислении металла окислится:

0,698Ч0,20=0,140 кг марганца и образуется 0,140Ч71/55=0,180 кг МnО.

При этом требуется 0,140Ч16/55=0,041 кг кислорода воздуха, с которым поступит 0,041Ч77/23=0,137 кг азота.

В период раскисления стали принимаем расход огнеупоров, набивной массы и электродов таким же, что и в окислительный период плавки: 0,04 кг динаса; 0,375 кг набивки; 0,10 кг электродов.

Таблица 24-Количество и состав металла после раскисления ферромарганцем

В период раскисления стали принимаем расход огнеупоров, набивной массы и электродов таким же, что и в окислительный период плавки: 0,04 кг динаса; 0,375 кг набивки; 0,10 кг электродов.

Окончательное раскисление металла производим в ковше алюминием. Расход алюминия составляет 0,8−1,2 кг на 1 т стали. Угар алюминия составляет 75−85%. В расчете принимаем расход алюминия 1 кг/т, т. е. 0,1 кг на 100 кг металла. Тогда фактически требуется 97,108Ч0,1/100=0,097 кг алюминия. Алюминий внесет: 0,097Ч0,98=0,095 кг алюминия; 0,097Ч0,02= =0,002 кг железа, что составит в сумме 0,097 кг. Остается алюминия в металле, если принять его усвоение равным 20%, 0,095Ч0,20=0,019 кг.

При окислении алюминия образуется 0,095Ч0,80Ч102/54=0,144 кг AI₂O₃. На окисление алюминия затрачивается 0,095Ч0,80Ч48/54=0,068 кг кислорода воздуха, с которым поступит 0,068Ч77/23=0,227 кг азота.

Таблица 25-Количество и состав шлака перед выпуском металла

Количество и состав газа периода раскисления Газы этого периода образуются в результате окисления углерода электродов и марганца ферромарганца кислородом атмосферы печи.

Таблица 26 — Количество и состав газов в период раскисления

Таблица 27 — Материальный баланс периода раскисления, кг

Таблица 28 — Материальный баланс плавки, кг

2.1.4 Технология плавки стали в индукционной тигельной печи

Плавка в индукционная печи.

При проведении кислой индукционной плавки, как и вообще при всех кислых процессах, отсутствуют условия для перехода из металла в шлак фосфора и серы. Кроме того, в индукционных печах в связи с более низкой температурой шлака и большей глубиной ванны менее благоприятны условия и для окисления углерода. И хотя избыток углерода можно удалить, все же не рекомендуется, чтобы содержание углерода в шихте превышало более чем на 0,1% допустимое его содержание в готовой стали, а содержание фосфора и серы должно быть ниже допустимых пределов для стали.

Плавление шихты начинается в первую очередь на половине высоты индуктора у стенок тигля, затем постепенно распространяется вниз и вверх. Сообразно с этим шихта должна иметь возможность опускаться и погружаться в жидкий металл. Однако в верхней части тигля куски шихты могут заклиниваться и свариваться, образуя «мосты» .

Зависание шихты крайне нежелательно, так как оно может привести к сильному неконтролируемому перегреву жидкого металла и разрушению футеровки. Даже временное зависание шихты увеличивает продолжительность плавления и расход электроэнергии. Для устранения зависания шихту в процессе плавления необходимо периодически осаживать при помощи ломика с резиновой изоляцией ручки. Окисление марганца, кремния и фосфора, при плавке стали в индукционной печи, происходит уже в период плавления. При высоком содержании фосфора в шихте шлак периода плавления во избежание восстановления фосфора при повышении температуры необходимо удалить. Новый шлак наводят из извести, плавикового шпата шамота. Чтобы повысить активность сравнительно холодных шлаков при индукционной плавке, содержание плавикового шпата в шлаковой смеси увеличивают до 20%.

Такие шлаки интенсивно разрушают футеровку печи, поэтому в индукционной печи стараются не применять процессы, требующие активного участия шлака. Чтобы улучшить взаимодействие между шлаком и металлом, шлак от потерь тепла изолируют (закрывают тигель крышкой) или даже подогревают дугой, элементами сопротивления и другими способами.

Плавка в дуговой печи

Подготовка печи: очистка печи от остатков шлака и металла предыдущей плавки, заправка пода, откосов и стен новыми материалами. Для заправки применяют кварцевый песок (не менее 96% SiO₂ и не более 1% примесей). Загрузка шихты: на под — половина мелкой шихты, в зону действия электродов — среднюю и крупную, сверху засыпаем остатки мелкой шихты. Металлический лом не должен быть ржавым, так как оксиды железа, растворяя кремнезём футеровки пода, разрушают её. Содержание углерода в шихте должно быть на 0,2−0,3% выше нижнего предела в готовой стали. Для повышения содержания углерода в шихту, наряду со стальным ломом, вводят кокс, электродный бой или шихту. Особенность кислого процесса — плавка ведётся под кислым шлаком, содержащим до 65% кремнезёма. Фосфор и сера не удаляются, поэтому содержание этих компонентов в шихте должно быть минимальным — ниже на 0,01% пределов, допускаемых в отливке. В период плавления происходит окисление кремния, марганца, железа, углерода. Образующиеся оксиды принимают участие в формировании шлака.

После расплавления определённого количества шихты, наводят оборотный шлак от предыдущей плавки, состоящий на 38−45% SiO2, 22−28% FeO, 0,18−0,26% MnO и 6−7% CaO. Окисление углерода и других примесей, происходит в период кипения ванны, уменьшает содержание углерода на 0,15−0,2% за 25−30 минут кипения ванны. Окисление идёт преимущественно за счёт оксидов железа, содержащихся в шлаке. Для предупреждения восстановления кремния в период кипения в шлак добавляют известняк, понижающий концентрацию SiO₂ в шлаке. После получения шлака светло-зелёного, дымчатого или светло-голубого цвета приступают к раскислению стали. Если содержание кремния в металле ниже, чем требуется в выплавленной стали, то за 7−10 минут до выпуска в печи присаживают ферросилиций. Предварительное раскисление производят ферросилицием или силикомарганцем, а окончательное — присадкой алюминия в ковш при выпуске стали.

2.1.5 Расчет количества плавильных агрегатов

Для приготовления сплавов в индукционной печи устанавливаем индукционную тигельную печь повышенной частоты серии УИП.

Расчет необходимого количества плавильных печей проводим по формуле:

Устанавливаем две печи УИП-100−0,5−2,0.. Расчет коэффициента загрузки:

Таблица 29 — Характеристика печи УИП-100−0,5−2,0

Рассчитаем количество электродуговых печей.

Основные преимущества печей постоянного тока типа ДП перед печами переменного тока типа ДСП:

1) Снижение расхода графитированных электродов до 1,5 кг/тонну жидкого металла.

2) Снижение угара металла на 2−4% (увеличение выхода годного)

3) Снижение расходов ферросплавов в среднем на 15−20%.

4) Снижение количества пылевыбросов в 6−8 раз.

5) Снижение уровня шума на 15−20 Дб (то есть до санитарных норм).

6) Снижение фликер-эффекта на 50%.

7) Высокий коэффициент мощности (до 0,95).

Преимущества современных дуговых плавильных печей постоянного тока типа ДП перед индукционными:

1) Использование горячего активного шлака для десульфурации, дефосфации и других металлургических процессов.

2) Либеральные требования к используемой шихте по влажности и химическому составу.

3) Выше тепловой и электрический КПД > 90%, коэффициент мощности.

4) Ниже удельный расход электроэнергии. Высокая стойкость футеровки (до 2000 плавок и более).

5) Не требуется «болото», простая ликвидация «козла» .

6) Одноразовая загрузка всей шихты без тщательной сортировки по размеру.

Таблица 30 — Характеристика электродуговой печи ДП — 6

Рассчитаем коэффициент загрузки печи:

Коэффициент загрузки должен удовлетворять неравенству Устанавливаем две печи ДП- 6.

2.1.6 Определение площади плавильного отделения Площадь плавильного отделения определяется количеством рабочих мест, проездами и проходами.

Плавильное отделение располагаем в поперечном пролете, что обеспечивает удобное ведение плавки и доставки металла к формовочным участкам. Принимаем площадь плавильного отделения 432 м².

2.2 Формовочное отделение

В формовочном отделении выполняются операции формовки, сборки, заливки, охлаждения и выбивки отливок, трудоемкость которых составляет до 60% от общей трудоемкости изготовления отливок.

Технико-экономические показатели формовочного отделения, организация работы и выбор оборудования в первую очередь зависят от способа изготовления форм. Основными факторами, обеспечивающими выбор метода формовки, являются характер производства, масса, габариты и класс точности отливок, род металла, вид производственной программы и мощность проектируемого цеха. В проектируемом цехе применяется метод формовки в разовые песчаные формы и оболочковые формы.

Технико-экономические показатели формовочного отделения, организация работы и выбор оборудования в первую очередь зависят от способа изготовления форм. Основными факторами, обеспечивающими выбор метода формовки, являются характер производства, масса, габариты и класс точности отливок, род металла, вид производственной программы и мощность проектируемого цеха.

Уплотнение форм производится воздушно-импульсным методом.

Рисунок 1 — Схема установки для воздушно-импульсной формовки:

А, Б, Г — полости; В — отверстие для выхода воздуха.

Сущность процесса состоит в том, что на смесь воздействуют кратковременным воздушным импульсом высокого давления. В результате смесь с большим ускорением перемещается в сторону модельной плиты. При встрече с моделью или модельной плитой смесь резко тормозится и уплотняется под действием давления лежащих выше слоев. Верхние слои смеси не уплотняются.

Рабочий орган машины — импульсная головка представляет собой емкость 6 с клапаном 10 внутри с пружиной 9 и крышкой 8. В нижней части головки размещен рассекатель воздуха 5 — решетка с отверстиями диаметром 5−8 мм с дефлектором 11. Технологическая оснастка состоит из модельной плиты 1 модели 2, опоки 3 и наполнительной рамки 4. Равномерное распределение потока воздуха, выходящего из отверстия В большого диаметра при открывании клапана, способствует равномерному распределению его давления на поверхности смеси под рассекателем. Большая часть отработанного воздуха из полости наполнительной рамки удаляется в атмосферу через специальный клапан 12. А остальной воздух удаляется путем фильтрации через венты 13, расположенные в оснастке. Давление воздуха в ресивере Р и в полости, А головки, соединяемых через специальный распределитель 7, поддерживается специальным компрессором до 7−8 МПа. Длительность процесса 1−3 с.