25

Размещено на http:www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ УКРАИНЫ

ПРИАЗОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра «МЕТАЛЛУРГИЯ СТАЛИ»

им. проф. И.Г. Казанцева

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

по дисциплине:

«Проектирование сталеплавильных цехов и агрегатов»

на тему:

«Эскизная проработка проекта конвертерного цеха с 2 конвертерами с годовой производительностью 4,1 млн. т литых слябов»

(технологическая часть)

МАРИУПОЛЬ, 2000г.



Аннотация

В технологической части проекта цеха выполнены следующие основные расчеты:

- расчет вместимости устанавливаемых конвертеров;

- расчет производственной программы цеха;

- величины расходных коэффициентов материалов и энергоресурсов;

- потребности цеха в материалах и энергоресурсах.

С учетом технологической структуры предприятия и условий его генерального плана развития в технологической части проекта разработан оптимальный вариант технологической схемы работы цеха, определен состав основных производственных отделений и рациональная технологическая компоновка.

Для каждого производственного отделения определено число пролетов, их компоновка, а также объемно-планировочные параметры здания (шаг колонн, ширина пролетов, высота подкрановых путей и общая высота).

Произведен выбор технологического и подъемно-транспортного оборудования и расчет его необходимого количества.

Разработаны решения по защите окружающей среды.



Содержание

Введение

1. Вместимость конвертеров и программа производства

2. Потребность в материалах и энергоресурсах

3. Выбор технологической схемы работы и состава производственных отделений цеха

4. Выбор и расчет оборудования отделений цеха

4.1 Отделение перелива чугуна

4.2 Шихтовое отделение для лома и оборудование

4.3 Оборудование шихтового отделения для сыпучих материалов

5. Главные здания цехов

5.1 Конвертерный пролет

5.2 Загрузочный пролет

5.3 Ковшевой пролет

5.4 Шлаковый пролет

6. Отделение непрерывной разливки стали

7. Определение основных размеров проектируемых зданий цеха

8. Защита окружающей среды

Литература



Введение

Загруженность производственных мощностей черной металлургии на Украине в 2000 и 2001 гг. составила соответственно 79,1 и 85,0 в конвертерных цехах; 72,0 и 78,55 в мартеновских; 63,9 и 59,3 в электросталеплавильных; среднем по отрасли 75,0 и 80,8.

Отечественное конвертерное производство включает шесть цехов с 19 конвертерами вместимостью 2350 т, 2250 т,12(150-170) т, 365 т. Другие сталеплавильные агрегаты представлены 35 мартеновскими и 18 электропечами. конвертер цех сталеплавильный

В 2001 году получает развитие процесс технического перевооружения. На металлургическом комбинате им. Ильича намечено построить 2 МНЛЗ, перевести стан 1700 на непрерывно-литую заготовку, реконструировать цех холодного проката со станом 1700 и организовать производство холоднокатанного автомобильного листа с 1-й группой отделки поверхности.

К положительным чертам развития сталеплавильного производства Украины следует отнести последовательное завоевание на мировых рынках значительной доли: 8,9 % общего объема мировой торговли металлопродукции к началу 2002 г., что обеспечило долю металлургии в валютном наполнении бюджета страны до 40 %.

Предприятия черной металлургии должны добиться наиболее эффективной структуры сталеплавильного производства.

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

Количество конвертеров 2.

Цикл плавки 36 минут.

Расходные коэффициенты кг на 1т жидкой стали:

железо из руды 3,8;

ферросплавов 12,6.

Выход жидкой стали из металлошихты 90,5 %.

Доля чугуна в шихте 76 %.

Сечение слябов (200250)(17002щ00) мм.



Вместимость конвертеров и программа производства

Согласно ГОСТ 20067-74 "Конвертеры для стали" установлен стандартный ряд по вместимости конвертеров: 50, 100, 130, 160, 200, 250, 300, 350, 400 и 500 т.

При заданной годовой производительности конвертерного цеха 4,1 млн. тонн по годному необходимая вместимость конвертеров рассчитывается по формуле:

1,9 P_ц t_п

G_к = , (1.1)

Z_р.к K_г-ж

где G_к - вместимость конвертера, т;

P_ц - годовая производительность цеха по годному, млн. т;

t_п - средняя продолжительность цикла плавки, мин;

Z_р.к. - количество непрерывно работающих конвертеров;

K_г-ж - коэффициент выхода годного из жидкой стали, учитывающий неизбежные отходы металла в процессе разливки (при разливке на МНЛЗ по данным практики изменяется в пределах от 0,97 до 0,95).

G_к = (1,9 4,1 36) / (1 0,95) = 295,2 т.

Согласно ГОСТ 20067-74 при проектировании новых цехов принимаем к установке конвертера, выбранные из стандартного ряда по вместимости наиболее близкие к полученной расчетом величине G_к. Принимаем вместимость конвертера 300 тонн.

Технологические схемы работы современных цехов предусматривают работу с постоянным числом непрерывно работающих конвертеров и выделением одного подменного конвертера, который находится в ремонте или горячем резерве.

Годовой режим работы конвертеров принимаем по схеме 2/1, устанавливаем 2 конвертера вместимостью 300 тонн: 1 постоянно работает, 1 в горячем резерве.

Завалку лома в конвертер осуществляем одним совком, а заливку чугуна - одним ковшом.

Программа производства

Количество плавок, в сутки:

N_сут = (1440 / _пл) Z_р.к; (1.2)

Количество плавок, в год:

N_год = 365 N_с, (1.3)

где N_сут и N_год - соответственно количество плавок в сутки и в год;

Z_р.к - количество непрерывно работающих конвертеров;

_пл - продолжительность плавки, мин.

N_с = (1440 / 36) 1 = 40,00 (пл.).

N_г = 365 40,00 = 14600,00 (пл.).

Суточное производство жидкой стали, т:

Р_ж.с = N_с G_к, (1.4)

Р_ж.с = 40,00 295,6 = 11824 (т).

Суточное производство годной жидкой стали, т:

Р_г.с = Р_ж.с k_г-ж, (1.5)

где k_г-ж - коэффициент выхода годного из жидкой стали.

Р_г.с = 11824 0,95 = 11232,8 (т).

Годовое производство жидкой стали, т:

Р_г.ж = 365 Р_ж.с, (1.6)

Р_г.ж = 365 11824 = 4315760 (т).

Годовое производство жидкой годной стали, т:

Р_г.г = Р_г.ж k_г-ж, (1.7)

Р_г.г = 4315760 0,95 = 4099972 (т).



2. Потребность в материалах и энергоресурсах

Расходные коэффициенты шихтовых материалов принимаем согласно задания.

Расходный коэффициент металлошихты, кг/т жидкой стали:

k_м-ш = 1000 / k_ж-ш, (2.1)

где k_м-ш - расход металлошихты, кг/т жидкой стали;

k_ж-ш - коэффициент выхода жидкой стали из металлошихты (в долях единицы).

k_м-ш = 1000 / 0,905 = 1104,972.

Расходный коэффициент металлошихты, кг/т годной стали:

k_i = k_i k_г-ж, (2.2)

где k_i - расходный коэффициент данного материала на 1 т годного;

k_i - расходный коэффициент этого материала на 1 т жидкой стали.

k_i = 1104,972 / 0,95 = 1163,13.

Расход чугуна и лома, кг/т жидкой стали

k_(ч+л) = k_м-ш - (k_ф.с+k_Fe), (2.3)

где k_ф.с и k_Fe - соответственно расход ферросплавов и железа руды, кг/т жидкой стали.



k_(ч+л)= 1104,972 - (12,6 + 3,8) = 1088,57.

Расходный коэффициент чугуна и лома, кг/т жидкой стали

k_ч = k_(ч+л) а_ч, (2.4)

k_л = k_(ч+л) а_л, (2.5)

где а_ч и а_л - соответственно доля чугуна и лома в шихте.

k_ч = 1088,57 0,76 = 827,31 (кг/т),

k_л = 1088,57 0,24 = 261,26 (кг/т).

К_изв - 80 кг/т, К_пл.шп - 4 кг/т жидкой стали.

Расходные коэффициенты шихтовых материалов, кислорода, электроэнергии, воды, сжатого воздуха и топлива для конвертеров вместимостью 300 т представлены в таблице 2.1.

Таблица 2.1 - Расходные коэффициенты материалов

Материал	Расходные коэффициенты, кг/т
	жидкой стали	годного
Чугун	827,31	870,85
Стальной лом	261,26	275,01
Известь	80,00	84,21
Плавиковый шпат	4,00	4,21
Ферросплавы	12,60	13,26
Железо руды	3,80	4,00

В таблице 2.2 представлены расходные коэффициентов материалов и энергоресурсов.



Таблица 2.2 - Расходные коэффициентов материалов и энергоресурсов (на 1 т жидкой стали)

Материалы и энергоресурсы	Расходные коэффициенты
	в конвертерном отделении	в ОНРС	общий по цеху
Чугун, т	0,8173		0,8273
Лом, т	0,2613		0,2613
Известь, т	0,0800		0,0800
Плавиковый шпат, т	0,0040		0,0040
Железо из руды, т	0,0038		0,0038
Ферросплавы	0,0126		0,0126
Кислород на технологические нужды, м3	58,0		58,0
Электроэнергия, кВтч	19,0	26,0	45,0
Вода техническая, м3	11,0	9,0	20,0
Сжатый воздух, м3	16,5	23,5	40,0
Тепло топлива, ГДж	0,14	0,1	0,24

В таблице 2.3 представлены результаты расчета потребности в материалах и энергоресурсах.

Таблица 2.3 - Потребность в материалах и энергоресурсах

Материалы и ресурсы	Масса плавки, т жидкой стали	Производство жидкой стали	Потребность в материалах и ресурсах
		в сутки, т	в год, млн. т	на плавку	в сутки	в год
Чугун, т	244,55	9782,00	3,570
Металлический лом, т	77,24	3089,61	1,128
Известь	23,65	945,92	0,345
Плавиковый шпат, т	1,18	47,30	0,017
Ферросплавы, т	3,72	148,98	0,054
Железо из руды, т	1,12	44,93	0,0164
Кислород на технологические нужды, м3	17144,8	685792,00	250,314
Электроэнергия, кВт	5616,4	224656,00	81,999	13302,0	532080,0	194,209107
Вода техническая, м3	3251,6	130064,00	47,473	5912,0	236480,0	83,315106
Сжатый воздух, м3	4877,4	195096,00	71,210	11824,0	472960,0	172,630107
Тепло топлива, ГДж	41,38	1655,36	0,604	70,9	2837,76	1,036106

3. Выбор технологической схемы работы и состава производственных отделений цеха

Технологической схемой работы конвертерного цеха определяется выполнение всех технологических операций процесса выплавки стали.

Технологическая схема работы конвертерного цеха включает:

подачу и завалку лома в конвертер;

подачу и заливку чугуна в конвертер;

подачу и загрузку сыпучих шихтовых материалов в конвертер;

подачу раскислителей и ферросплавов в стальковш;

внепечную доводку и обработку жидкой стали в ковше;

разливку стали в ОНРС;

уборку шлака.

Подача совков с ломом осуществляется из скрапоразделочного отделения в загрузочный пролет на уровне пола. В загрузочном пролете предусматривается участок перестановки совков с ломом на внутрицеховые скраповозы.

Завалка лома в конвертер осуществляется одним совком загрузочными мостовыми кранами, устанавливаемыми в одном ярусе с заливочными кранами.

Для хранения оперативного 10 % суточного запаса лома и его погрузки в совки в составе загрузочного пролета запроектирована яма для лома и магнитный кран.

Предусматривается схема подачи и кратковременного хранения необходимого запаса чугуна с использованием передвижных миксеров. Миксера подают по железнодорожному полотну нормальной ширины.

В составе цеха в торце конвертерного и загрузочного пролетов проектируется отделение перелива чугуна.

Сыпучие шихтовые материалы подают железнодорожным транспортом в приемные бункера шихтового отделения, затем транспортируются конвейерами в расходные бункера, размещенные в верхней части конвертерного пролета.

Запас сыпучих материалов обеспечивает работу конвертера на 812 часов. Система подачи сыпучих материалов объединена с системой подачи ферросплавов в стальковш по общему конвертерному тракту.

Материалы загружаются в конвертера через промежуточные бункера, чтобы не увеличивать объемы весов-дозаторов, так как при этом точность взвешивания снижается.

После продувки кислородом в конвертере жидкий металл сливается в стальковш. В стальковше при сливе металла проводят технологические операции раскисления и легирования для удаления растворенного атомарного кислорода в жидком металле и получения заданной марки стали. После стальковш подается на участок внепечной обработки, где осуществляется продувка аргоном с целью усреднения химического состава и температуры стали.

Полученную сталь в ковшах подают на МНЛЗ и разливают методом «плавка на плавку». Готовые литые слябы подвергают огневой порезке, маркируют и складируют. Передача слябов в прокатные цеха осуществляется железнодорожным транспортом.

При помощи самоходных шлаковозов осуществляется уборка шлака в шлаковое отделение, расположенное рядом с конвертерным. Затем ковш со шлаком с помощью крана переставляют на шлаковозы и вывозят в цех шлакопереработки или в отвал.

Для проектируемого конвертерного цеха принята технологическая схема работы «2/1».



4. Выбор и расчет оборудования отделений цеха

4.1 Отделение перелива чугуна

Отделение перелива чугуна размещаем в торце конвертерного и загрузочного пролетов конвертерного цеха. Передвижные миксеры устанавливаются на продольных железнодорожных путях на уровне пола, а заливочные чугуновозные ковши в переливных ямах. Заливочный ковш при наполнении его чугуном из передвижного миксера самоходной тележкой передается в загрузочный пролет к заливочному крану, который его подает к конвертеру.

С учетом схемы работы цеха «2/1» и емкости применяемых конвертеров 300 тонн выбираем тип передвижного миксера МП-600АС.

Количество постановочных мест для передвижных миксеров. Запас чугуна в отделении перелива чугуна определяется условиями независимости работы конвертерного и доменного цехов. В проекте принимаем запас чугуна равного 3 часам работы.

Количество постановочных мест для передвижных миксеров рассчитывается по формуле:

Z_п.м. = Р_ч t / 24 G_м k_з, (4.1)

где Р_ч - суточный расход чугуна, т;

t - время работы цеха, обеспечиваемое запасом чугуна в передвижных миксерах, ч;

G_м - вместимость передвижных миксеров, т;

k_з - средний коэффициент заполнения (0,850,95).

Z_п.м.= (9782 3) / (24 600 0,90) = 2,26.



Принимаем в проекте 3 постановочных места под чугуновозы типа МП-600-АС.

Количество внутрицеховых чугуновозов рассчитывается с учетом, что заливка чугуна в конвертеры производится одним ковшом, по формуле, шт.:

N_с t_чв

Z_чв = , (4.2)

1440 b

где N_с - суточное количество плавок, шт.;

t_чв - занятость чугуновозов на одну плавку (50), мин;

b - коэффициент использования чугуновозов (0,8).

Z_чв = (40 50) / (1440 0,8) = 1,74 = 2 (шт.).

Используем чугуновоз самоходный типа ЧС-350-4800 грузоподъемностью 450 тонн с вместимостью ковша 350 тонн. Масса чугуновоза 67 тонн.

4.2 Шихтовое отделение для лома и оборудование

В шихтовом отделении производится приемка и разгрузка лома, хранение оперативного запаса лома, погрузка лома в совки и их взвешивание.

Шихтовое отделение для лома размещается в отдельно стоящем однопролетном здании. Подача совков с ломом осуществляется на уровне пола с отметкой 0.0.

Вместимость ямных бункеров для лома рассчитывается по формуле, м³:



Р_л n

V_я = , (4.3)

1,2 _л

где Р_л - суточный расход лома, т;

n - запас лома в яме, сут.;

_л - насыпная масса лома, т/м³.

V_я = (3089,6 6) / (1,2 1,4) = 11034 (м³).

Глубина ямы принимается равной 4 метрам.

В шихтовом отделении устанавливаются магнитные краны и краны для перестановки и разворота совков.

Количество магнитных кранов рассчитывается по формуле, шт.:

k_в.р. Р_л (_n + а_р)

Z_м.к = , (4.4)

1440 b

где k_в.р. - коэффициент, учитывающий занятость кранов на вспомогательных работах;

_n, _р - соответственно затраты кранового времени на погрузку и разгрузку лома;

а - доля лома, разгружаемого из вагонов в яму;

b - коэффициент использования кранов (~0,8).

1,1 3089,6 (0,7 + 0,50,6)

Z_м.к = = 2,95 (шт.).

1440 0,8

Принимаем 3 магнитных крана грузоподъемностью 20 т.

Количество кранов для перестановки и разворота совков, если загрузка осуществляется 1 совком, вычисляем по формуле, шт.:

k_в.р. N_с n t

Z_к = , (4.5)

1440 b

где N_c - суточное количество плавок, шт.;

n - количество перестановок совка;

t - занятость крана на одну перестановку совка (46 мин).

k_в.р. - коэффициент, учитывающий занятость кранов на вспомогательных работах, для этих кранов k_в.р = (1,05 1,08);

b - коэффициент использования кранов (~0,8).

1,1 40 4 4

Z_м.к = = 0,61 = 1 (шт.).

1440 0,8

Принимаем 1 кран для перестановки совков в шихтовом отделении.

Парк совков для загрузки лома, шт.:

k_н.р. N_с t_об

Z_с = , (4.6)

где k_н.р. -коэффициент неравномерности работы (для конвертерного цеха 1,1)

t_об - цикл оборота совков.



1,1 40 2

Z_с = = 3,67 = 4 (шт.).

Объем совков для лома (загрузка 1 совком), м³:

k_л М

V_сов = , (4.7)

'_л

0,26 300

V_сов = = 55,71 (м³).

В источнике [1] в таблице 9.4 приведены совки объемом 30, 50, 100, 110 м³, а в таблице 9.5 для серийного скраповоза СиС-160-3600 вместимость совка 65 м³. Поэтому в проекте принимаем объем совка 65 м³.

Необходимое количество скраповозов вычисляют по формуле, шт.:

N_с t_ск

Z_ск = , (4.8)

1440

где t_ск - занятость скраповоза на плавку, мин.

40 30

Z_ск = = 0,83 = 1.

1440

С учетом резервирования принимаем 2 скраповоза типа СиС160-3600.

Для корректировки лома в совках на участке перестановки совков в завалочном пролете ККЦ проектируем скрапную яму, объем которой, исходя из 10 % суточного расхода лома составит

0,1 P_л

V_я (4.9)

1,2 '_л

V_я (0,1 3089,6) / (1,2 1,4) = 183,9 м³.

4.3 Шихтовое отделение для сыпучих материалов

Шихтовое отделение для сыпучих материалов размещаем в отдельно стоящем здании, которое соединено системой транспортеров со зданием конвертерного отделения.

Шихтовое отделение проектируем в однопролетном здании "нижнего" типа с подвесными бункерами для хранения оперативного запаса шлакообразующих материалов и ферросплавов. Это позволяет уменьшить капитальные затраты при строительстве здания и позволяет подачу материалов всеми видами внутризаводского транспорта.

Объем бункеров рассчитывается по формуле:

P_i n_i

V_i = , (4.10)

'_i k_з

где V_i - объем бункеров для i-го вида материала, м³;

P_i - суточный расход материала, т;

n_i - норма запаса материала в бункерах, суток;

_i - насыпная масса материала в бункерах, т/м³;

k_з - коэффициент заполнения бункеров (0,850,90).



В связи с большой склонностью к гидратации запас извести принимаем не более, чем на 1 сутки.

В виду отсутствия центрального склада запас плавикового шпата, раскислителей, железной руды и ферросплавов принимаем равным на 10 суток.

Объем приемных бункеров для каждого вида применяемых шихтовых материалов в отделении равен для извести:

945,92 1

V_изв = = 1313,8 (м³);

0,8 0,9

для плавикового шпата:

47,30 10

V_пл.шп = = 309,2 (м³);

1,7 0,9

для железа из руды:

44,93 10

V_ж.р = = 184,9 (м³).

2,7 0,9

для ферросплавов:

148,98 10

V_ф.сп = = 613,1 (м³);

2,7 0,9

Количество бункеров для каждого вида сыпучих шихтовых материалов:

Z_изв = 1313,8 / 60 = 21,90 = 22 (шт.);

Z_пл.шп = 309,2 / 60 = 5,15 = 5 (шт.);

Z_ж.р = 184,9 / 60 = 3,08 = 3 (шт.);

Z_ф.сп = 613,1 / 60 = 10,22 = 11 (шт.).

В проекте принято по одному бункеру под каждый вид ферросплава.

Часовая производительность транспортера рассчитывается по формуле, т:

Р_т = P_i 24 ПВ 10-² (4.11)

где P_i - суммарный суточный расход транспортируемых

материалов;

(ПВ) - номинальная продолжительность включения электродвигателей механизма привода, %.

Р_тр = (945,92+47,3+44,93+148,98) / 24 = 49,46 т/ч.

Ширина ленты транспортера, мм:

В = (1000 / ) Р_тр / (w C) , (4.12)

где - коэффициент, учитывающий угол наклона транспортера;

С - коэффициент заполнения ленты транспортера;

w - скорость движения ленты транспортера, м/с;

- насыпная масса материала на ленте, т/м³ (0,8 т/м³).

В = (1000/0,85) 49,46/(4700,80,8) = 477 мм.

Принимаем к установке ленту шириной - 1000 мм. С учетом резервирования устанавливается 2 ленточных транспортера.



5. Главные здания цехов

В проекте принимаем размещение конвертерного и разливочного отделений в отдельно стоящих зданиях, соединенных транспортной галереей для сталевозов.

5.1 Конвертерный пролет

Конвертерный цех состоит из 3 пролетов: конвертерного, загрузочного и ковшевого. К этим пролетам можно пристраивать другие специализированные пролеты: шихтовый для лома, для перестановки шлаковых ковшей, для перелива чугуна из передвижных миксеров в заливочные ковши.

В проекте принимаем компоновку здания конвертерного цеха с конвертерным пролетом в середине здания.

В конвертерном пролете размещаем следующее оборудование: 2 конвертера вместимостью по 300 тонн, машины подачи кислорода для каждого конвертера, охладители конвертерных газов, устройства системы газоочистки, тракты подачи и загрузки сыпучих материалов.

В конвертерном пролете со стороны слива металла устанавливаем 2 мостовых крана для обслуживания и ремонтов машин подачи кислорода и механизмов поворота конвертеров.

Объемы расходных бункеров рассчитываются по формуле, м³:

60 P_i n_i

V_i = (5.1)

t_{п i}

где P_i - расход данного материала на плавку, т;

n_i - запас материала в бункерах, ч;

t_п - продолжительность плавки, мин;

_i - насыпная масса материала, т/м³ .

Объемы расходных бункеров для каждого вида шихтовых материалов:

V_изв = (60 23,65 6) / (36 0,8) = 295,63 (м³);

V_пл.шп = (60 1,18 6) / (36 1,7) = 6,94 (м³);

V_ж.р = (60 2,7 6) / (36 2,7) = 4,15 (м³);

V_ф.сп = (60 3,72 6) / (36 3) = 12,40 (м³).

Проектом предусмотрены по одному бункеру под каждый вид ферросплава и 1 бункер под наглероживатель.

5.2 Загрузочный пролет

В загрузочном пролете выполняются следующие основные технологические операции: завалка лома и заливка чугуна. Пролет оборудуется заливочными и завалочными кранами.

Грузоподъемность заливочных кранов выбирается в соответствии с условием:

G_кр G_з.к (1 + k_т) (5.2)

где G_кр - грузоподъемность главного подъема крана, т;

G_з.к - вместимость заливочного ковша, т;

k_т - коэффициент тары ковша (отношение массы порожнего ковша к его вместимости, для ковшей со сварным корпусом k_т=0,240,28).

G_кр 244,55 (1 + 0,28) = 313,0 (т).



Принимаем к установке кран грузоподъемностью 320/100+20.

Грузоподъемность завалочного крана рассчитывается по формуле, т:

G_кр (M_л + M_с) (5.3)

где М_с - масса лома в совке, т;

М_с - масса порожнего совка, т.

G_кр 77,24 + 46 = 123,24 (т).

Принимаем к установке кран грузоподъемностью 140/32.

Необходимое количество заливочных и завалочных кранов рассчитывается по формуле:

k_в.р N_с t_i

Z_i = (5.4)

1440 b

где k_в.р - коэффициент, учитывающий занятость крана на вспомогательных работах (1,051,1);

N_с - суточное количество плавок;

t_i - занятость крана на основных работах на плавку, при подаче ковшей на уровне пола пролета 79 мин.

b - коэффициент использования кранов (0,8).

Количество заливочных кранов, шт.

Z_зал = (1,1408) / (14400,8) = 0,31 = 1 (шт.)

Принимаем к установке с учетом резервирования 2 крана.

Количество завалочных кранов рассчитывается так же как и заливочных.

Z_зав = (1,1408) / (14400,8) = 0,31 = 1 (шт.)

Принимаем к установке 1 завалочный кран.

5.3 Ковшевой пролет

Основные работы в ковшевом пролете - проведение межплавочной подготовки и замена изношенной футеровки сталеразливочных ковшей.

В пролете располагаем специализированные стенды, предназначенные для: охлаждения, снятия и установки шиберных затворов, выдавливания стаканов, осмотра футеровки, удаления скрапин и остатков шлака, сушки и разогрева ковшей, ломки остатков изношенной футеровки.

Ковшевой пролет оснащен ямами для ремонта ковшей, машиной для ломки футеровки, машиной для изготовления монолитной набивной футеровки.

Парк сталеразливочных ковшей, шт.:

К_н.р N_сут t_рем

Z_ков = (t_об + ), (5.5)

24 С_ф

где К_н.р - коэффициент неравномерности работ (1,1);

N_сут - суточное количество плавок, шт.;

t_об - продолжительность цикла межплавочного оборота ковшей, ч;

t_рем - продолжительность ремонта ковша, ч;

С_ср - средняя стойкость футеровки ковшей, количество плавок.



1,140(6 + 20/20)

Z_ков = = 12,8 = 13 (шт.).

24

Принимаем к установке 13 ковшей.

Количество кранов в ковшевом пролете для перестановки ковшей, шт.:

К_в.р N_с t (n + n / С_ф)

Z_кр = , (5.6)

1440 b

где К_в.р - коэффициент, учитывающий занятость кранов на вспомогательных работах (К_в.р 1,1);

N_c - суточное количество плавок, шт.;

t - занятость крана на 1 перестановку ковша, минут (_пр = 57, принимаем 6 мин.);

n - число перестановок ковшей в процессе его подготовки (n = 5);

n - число перестановок ковша при проведении ремонта (n = 6);

С_ф - стойкость футеровки ковша, ед. плавок (С_ф = 20);

b - коэффициент использования кранов (b = 0,8).

1,1 40 6 (6 + 6/16)

Z_кр = = 1,46 = 2 (шт.).

1440 0,8

Принято к установке с учетом резервирования 3 крана.



5.4 Шлаковый пролет

Шлаковый пролет предназначен для уборки шлака и перестановки шлаковых ковшей с самоходных шлаковозов, выдающих шлаковые ковши из-под конвертеров, на шлаковозы с шириной колеи 1524 мм. Затем они транспортируются в цех переработки шлаков.

Необходимая вместимость шлакового ковша, м³:

q_ш G_к

V_ш.к = (5.7)

_ш k_з

где q_ш - выход шлака (0,120,15 т/т жидкой стали);

G_к - вместимость конвертера, т;

_ш - объемная масса шлака в ковше (2,62,8 т/м³);

k_з - средний коэффициент заполнения ковша (0,80,9).

V_ш.к = (0,13 300) / (2,8 0,9) = 15,48 (м³).

Принимаем шлаковые чаши объемом 16 м³.

Парк шлаковых ковшей для уборки шлака вычисляем по формуле:

k_р N_с n_к t_к

Z_ш.к = (5.8)

24

где k_р - коэффициент резерва ковшей (1,151,20);

N_с - суточное количество плавок;

n_к - количество шлаковых ковшей с одной плавки, шт.;

t_к - цикл оборота ковшей, ч.

Z_ш.к = (1,15 40 1 1,5) / 24 = 2,88 = 3 (шт.).

С учетом установки шлаковой чаши под машину скачивания шлака и слива шлака из сталеразливочных ковшей, и одна чаша в резерве: принимаем 6 шлаковых чаш.

Расчет необходимого количества шлаковозов рассчитываем по формуле:

k_р N_в.к t_ш.в

Z_ш.в = (5.9)

24

где k_р - коэффициент резерва шлаковозов для подмены выводимых в ремонт (1,15);

N_в.к - количество ковшей шлака, вывозимых из цеха за сутки, шт.;

t_ш.в - продолжительность оборота шлаковозов, ч.

Z_ш.в = (1,15 44 1,5) / 24 = 3,16 = 4 (шт.).

Принимаем к установке самоходные шлаковозы типа ШС-100-3000 в количестве 5 штук с учетом резервирования.

Необходимое количество мостовых подъемных кранов:

k_в.р N_в.к n t

Z_к = (5.10)

1440 b



где n - число перестановок ковша, раз;

t - занятость крана на одну перестановку ковша (56 минут);

k_в.р - коэффициент, учитывающий занятость кранов на вспомогательных работах (1,1);

b - коэффициент использования кранов (b = 0,8).

Z_к = (1,14446) / (14400,8) = 1,0 = 1 (шт.).

С учетом резервирования принимаем 2 крана.



6. Отделение непрерывной разливки стали

Здания конвертерного отделения и отделения непрерывной разливки стали (ОНРС) многопролетные и многоэтажные, со значительными выделениями тепла, вредной пыли и газов. При их размещении в одном здании усложняется обеспечение нормальных условий труда работников. По этой причине ОНРС размещаем в отдельно стоящем здании, соединенное с конвертерным транспортной галереей для перемещения сталевозов.

Принимаем в проекте тип планировки здания ОНРС - с линейным расположением МНЛЗ.

Линейная планировка ОНРС более компактна. Высота пролетов, начиная с пролета МНЛЗ снижается, так как снижается высота криволинейных машин. Уменьшается по сравнению с блочной планировкой количество тяжелых литейных кранов, что обеспечивает уменьшение капитальных затрат в строительную часть и на оборудование примерно на 1012 %.

Здание ОНРС состоит из пяти пролетов:

внепечной обработки;

распределительного;

разливочного;

резки заготовок;

выдачи и транспортировки заготовок.

Для разливки стали листового сортамента используем двухручьевые слябовые МНЛЗ криволинейного типа. Сечение слябов (200250)(17002000) мм.

Скорость вытягивания слитка из кристаллизатора является одним из основных технологических параметров непрерывной разливки стали.

Возможная рабочая скорость непрерывной разливки зависит от: конструкции и типа МНЛЗ, формы сечения слитка, марки и назначения стали, технологии подготовки стали к разливке и др.

Максимальная рабочая скорость разливки слябов определяется выражением:

a + b k (1 + a / b)

V_max = k = (6.1)

a b a

где V_max - максимальная рабочая скорость разливки, при которой обеспечивается хорошее качество слитков и минимальная вероятность аварий из-за прорва корки слитка при вытягивании из кристаллизатора, м/мин;

a и b - соответственно толщина и ширина слитка, м;

k - коэффициент, зависящий от марки разливаемой стали и назначения готовой продукции (k = 0,24), м²/мин.

Скорость разливки для различных сечений слябов, м/мин:

для сечения 2001700 мм:

0,24 (1 + 0,2 / 1,7)

V_max1 = = 1,34 (м/мин);

0,2

для сечения 2002000 мм:

0,24 (1 + 0,2 / 2)

V_max2 = = 1,32 (м/мин);

0,2

для сечения 2501700 мм:



0,24 (1 + 0,25/1,7)

V_max3 = = 1,10 (м/мин);

0,25

для сечения 2502000 мм:

0,24 (1 + 0,25 / 2)

V_max4 = = 1,08 (м/мин).

0,25

С учетом коррективы значений величин k и k₁ [1] скорость разливки максимальная, м/мин

0,24 1,35 (1 + 0,2 / 1,7)

V_max1 = = 1,81 (м/мин);

0,2

0,24 1,35 (1 + 0,2 / 2)

V_max2 = = 1,78 (м/мин);

0,2

0,24 1,35 (1 + 0,25 / 1,7)

V_max3 = = 1,49 (м/мин);

0,25

0,24 1,35 (1 + 0,25 / 2)

V_max4 = = 1,46 (м/мин).

0,25

Рабочая скорость разливки, м/мин



M_п

V_р = (6.2)

t_р S Z_р

где V_р - рабочая скорость разливки, м/мин;

M_п - масса плавки по жидкой стали, т;

t_р - машинное время разливки плавки, мин;

S - сечение отливаемых слитков, м²;

- плотность жидкой стали, т/м³;

Z_р - количество ручьев МНЛЗ, шт.

V_р1 = 300 / (36 0,2 1,7 7 2) = 1,75 (м/мин),

V_р2 = 300 / (36 0,2 2,0 7 2) = 1,49 (м/мин),

V_р3 = 300 / (36 0,25 1,7 7 2) = 1,40 (м/мин),

V_р4 = 300 / (36 0,25 2,0 7 2) = 1,19 (м/мин).

Полученные скорости разливки удовлетворяют условию

V_р V_max.

Минимальная продолжительность разливки определяется по формуле, мин:

M_п

t_min = (6.3)

V_max S Z_р

V_max - максимальная скорость разливки, м/мин.



t_min = 300 / (1,75 0,2 1,7 7,0 2) = 36,0 мин

Для 300 т ковша максимально допустимая продолжительность разливки равна 110 мин. Следовательно, выполняется требование

t_min t t_max , 36 36 110.

Для обеспечения ритмичной подачи ковшей с металлом на МНЛЗ продолжительность разливки должна быть кратна ритму выпуска плавок:

t_р = k R (6.4)

где k - целое число;

R - ритм выпуска плавок, мин.

При 1 непрерывно работающем конвертере принимаем t_р = t_п = 36 мин., т.е. конвертер работает в комплексе с 1 МНЛЗ.

Пропускная способность МНЛЗ рассчитывается по формуле:

1440

Р_МНЛЗ = n_с М_п Ф k_п , (6.5)

n_с t_р + t_п.м

где Р_МНЛЗ - производительность МНЛЗ, т/год;

n_с - число плавок в непрерывно разливаемой серии, шт.;

М_п - масса плавки по жидкой стали, т;

Ф - фонд рабочего времени машины, суток в год;

t_р - рабочая продолжительность разливки одной плавки, мин;

t_п.м - время на подготовку машины к разливке следующей серии плавок, мин (t_п.м = 160);

k_п - коэффициент, учитывающий возможные потери времени в процессе разливки (0,9).

1440

Р_МНЛЗ = 123002950,9 = 2324918,9 (т/год).

1236+160

Количество установленных машин определяется по формуле:

Z_у.м = Р_г.ж / Р_МНЛЗ (6.6)

где Р_г.ж - годовая производительность цеха по жидкой стали, т.

Z_у.м = 4315760 / 2324918,9 = 1,86 = 2 шт.

Разность между количеством установленных и постоянно работающих машин должна быть

(Z_у.м - Z_п.р) 2 (6.7)

Условие выполняется.

Так как одна машина готовится к разливке очередной серии плавок и одна машина необходима для подмены останавливаемых на плановый ремонт машин, то общее количество МНЛЗ:

Z_общ = 1 +1 +1 = 3 (шт.).

Устанавливаем в ОНРС 3 МНЛЗ.

Технологическая длина МНЛЗ определяется длиной слитка, находящегося в двухфазном состоянии (т.н. "глубина жидкой лунки").

Длина двухфазной части слитка определяется по формуле:

L_т-ж = k_т-ж a² V, (6.8)

где L_т-ж - длина двухфазной части слитка, м;

k_т-ж - коэффициент, зависящий от размеров слитка (отношение ширины "b" к толщине "a");

a - толщина слитка, м;

V - скорость разливки, м/мин.

Расчет выполняем исходя из максимальных размеров сечения отливаемых слитков и максимальной для этих слитков скорости разливки.

L_т-ж = 340 0,25 0,25 1,40 = 29,75 (м).

Так как должна быть обеспечена гарантия полного затвердевания слитка до установки его резки на мерные длины, технологическую длину МНЛЗ рассчитываем по формуле:

L_техн = (1,11,15)L_т-ж = (1,11,15)k_т-ж a²V_max (6.9)

L_техн = 1,1 29,75 = 32,73 = 33 (м).

Устанавливаем МНЛЗ с технологической длиной равной 33 м.

При линейной планировке ОНРС необходимое число разливочных кранов в распределительном пролете рассчитывается по формуле, шт.:

К_в.р N_с t_к

Z_кр = , (6.10)

1440 b



где N_с - количество плавок, разливаемых в сутки, шт.;

t_к - занятость крана на обслуживание одной плавки, мин;

"k_в.р" и "b" соответственно может быть принято 1,051,1 и 0,8.

1,07 40 30

Z_кр = = 1,11 = 2.

1440 0,8

Устанавливаем 2 крана в распределительном пролете.

В остальных пролетах устанавливаем по 2 мостовых крана общего назначения грузоподъемностью 3080 т.

В пролете резки слитков каждая МНЛЗ оборудуется мостовым краном для перекладки отрезанных заготовок.

За сутки используется промежуточных ковшей, шт.

N_с

Z_к.и = (6.11)

n_к

где N_с - суточное количество разливаемых плавок, шт.;

n_к - количество плавок, разливаемых через один ковш (ограничивается стойкостью стаканов промковша, 6).

Z_к.и = 40 / 6 = 6,67 = 7 (шт.).

Время нахождения ковша в работе и резервной позиции

n_с t_р

t_м = 2t_р.с = , (6.12)

30

где t_р.с - продолжительность разливки серии плавок, ч;

n_с - количество плавок в непрерывно разливаемой серии, шт.;

t_р - машинное время разливки плавки, ч.

t_м = (6 36) / 30 = 7,2 ч.

Продолжительность цикла оборота ковша, ч:

t_об = t_м + t_п.к (6.13)

t_об = 7,2 + 8 = 15,2 ч.

Парк промежуточных ковшей, шт.

Z_к.и t_об

Z_п.к = k_р (6.14)

24

где k_р - коэффициент резерва ковшей, в том числе и для подмены ковшей, находящихся на ремонте футеровки (k_р 1,251,30)

Z_п.к = 1,29 (7 15,2) / 24 = 5,72 = 6 (шт.)

Парк промежуточных ковшей составляет 6 штук.



7. Определение основных размеров производственных зданий цеха

В промышленном проектировании и строительстве применяется единая модульная система, в которой реализуется принцип обязательной кратности всех общих размеров зданий и их конструктивных элементов установленной общей величине - модулю.

Для вертикальных и горизонтальных измерений в надземной части здания установлен модуль М₁=600 мм, а для вертикальных и горизонтальных измерений в подземных элементах здания М₂=300 мм.

В зданиях сталеплавильных цехов применяется крупномасштабная сетка колонн с шагом в рядах 12 м (равным 20М₁); при необходимости во внутренних рядах колонн допускается шаг 6 м (10М₁).

В местах установки конвертеров, МНЛЗ и другого технологического оборудования, устройств железнодорожных въездов шаг колонн принимается кратным шагу колонн в основных рядах, т.е. 24,36 м.

Во избежание образования избытка площадей в этих местах следует использовать шаговые вставки длиной 9 м.

Применение крупномасштабной сетки колонн (с шагом 12 м вместо 6) позволяет значительно сократить количество конструктивных элементов каркаса здания - колонн и фундаментов для них, стропильных ферм, кровельных и стеновых панелей, подстропильных ферм. Трудоемкость монтажа каркаса здания при этом снижается на 20-25 %, достигается экономия производственных площадей (до 4-6 %).

Ширина пролетов, как оборудованных мостовыми кранами так и бескрановых, принимается кратной 10М₁, т.е. 6 м и обычно составляет 18, 24, 30 и 36 м.

В целях сокращения возможного избытка производственных площадей при ширине пролетов 30 и 36 м в главных зданиях сталеплавильных и прокатных цехов допускается назначать ширину пролетов 27 и 33 м (45М₁ и 55М₁).

Высота пролетов от уровня чистого пола до нижнего пояса стропильных ферм должна приниматься кратной 3М₁, т.е. 1,8 м; при наклонных стропильных фермах этот размер берется в середине ширины пролета.

Размеры каждого пролета выбираются исходя из условий размещения необходимого оборудования, так чтобы обеспечивалось удобство обслуживания и ремонтов, требуемая нормами безопасности ширина проходов, возможность устройства транспортных путей.

Из источника [1] для загрузочного, конвертерного, ковшевого отделений с учетом емкости конвертеров 300 тонн ширину по осям колон принимаем равной 24 и 30 метров.

Для здания ОНРС с линейной планировкой и слябовыми МНЛЗ ширина пролетов 30 м, для разливочного пролета 36 м. Высота подкрановых путей в распределительном и разливочном пролетах 24 м, а в пролетах резки и транспортировки 18 м.



8. Защита окружающей среды

Решения проблемы охраны окружающей среды в Украине осуществляют на основе планового и направленного развития науки, техники и культуры.

В Конституции Украины указано, что в интересах настоящего и будущих поколений в Украине принимаются меры для охраны и научно обоснованного рационального использования земли и ее недр, водных ресурсов, растительного и животного мира с целью сохранения в чистоте воздуха и воды, обеспечения воспроизводства природных богатств и улучшения окружающей среды.

Существенное снижение промышленных выбросов может быть обеспечено:

созданием новых технологических процессов и конструкций, которые при сохранении производительности и качества вырабатываемой продукции уменьшают образование тех или иных отходов;

изменением физико-химических и механических характеристик материалов, применяемых в производстве и являющихся источником интенсивного пылегазовыделения;

осуществлением мероприятий, направленных на сокращение расхода материалов, вызывающих значительные выделения вредных веществ,

создание малоотходной или элементов безотходной технологии.

Новая технология должна обладать более совершенными технико-экономическими показателями, так как в противном случае она не может конкурировать с существующими методами. Совершенствование способов продувки в сталеплавильном производстве сокращает пылевыделение в среднем на 30 %.

В настоящее время частично решены проблемы очистки сточных вод в прокатном производстве, обезвоживания и утилизации шлаков газоочистных установок в мартеновском, конверторном и электросталеплавильном производствах; очистки промывных вод и отработанных травильных растворов.

При проектировании и внедрении новых современных технологических процессов, направленных на увеличение объемов производства стали, необходимо уменьшать удельный расход воды на производство 1 т стали, а также общее количество сточных вод, сбрасываемых в водоемы с переходом на замкнутые циклы, включающие современные методы очистки.

При проектировании металлургических объектов необходимо руководствоваться ГОСТом 17.2.3.02--78 «Охрана природы. Атмосфера. Правила установления допустимых выбросов вредных веществ промыш-ленными предприятиями», утвержденный Госстандартом.



Литература

Харитонов А.С. Проектирование конвертерных цехов / Учебное пособие. - Мариуполь: ПГТУ, 2003. - 65 с.

Якушев А.М. Проектирование сталеплавильных и доменных цехов / А.М. Якушев. - М.: Металлургия, 1984. - 216 с.

Охрана окружающей природной среды: Учебник для вузов / Г.В. Дуганов, М.З. Лавриненко, В.А. Петин, В.В. Чмовж. - К.: Выща школа, 1988. - 304 с.

Размещено на Allbest.ru

...