Технология производства высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn78Б

CaCOCaO+CO₂

MqCO₃ MqO+CO₂

Mn_ТВ Mn_Г

Si_ТВ Si_Г

P_ТВ P_Г

MnO_ТВ Mn_ТВ1/2O_2Г

SiO_2ТВ Si_Ж+О_2Г

Fe₂O_3ТВ 2Fe+³ ₂ O_2Г

P₂ O_5ТВ ¹₂ P_4Г+⁵ ₂ O_2Г

H₂O_Г H_2Г+1/2O_2Г

264000

44050

25600

11450

11450

8810

-42500

-25110

-68340

-85000

-192200

-93100

-217600

-196500

-370000

-57798

CO

CO

Si

MnO

CaO

MqO

CaO

MqO

Mn

Si

P

Mn

Si

Fe

P

H₂O

944

2140

1020

168

204

220

-700

-703

-1243

-3030

-4270

-1695

-7760

-3511

-11900

-3210

3991

8925

4260

700

852

918

-3190

-2930

-5175

-12650

-17800

-7080

-32400

-14650

-49650

-13400

Приход теплоты:

Теплота, вносимая шихтовыми материалами:

марганцевым концентратом--3763.64 0.418 25 = 39330 кДж

коксиком - 599.17 0.836 25 = 12523 кДж

Всего: Q_Ш = 51.853 КдЖ

Теплота окисления углерода по реакции:

C_ТВ +1/2O₂ = CO_2Г:

Q₁ = 28.02-37.64 3991 = 4209199 кДж

Теплота окисления углерода по реакции:

C_ТВ+O_2Г = СО_2Г:

Q₂0.84 37.64 8925 = 282187 кДж

Всего теплоты от окисления элементов:

Q_ОК = Q₁+Q₂ = 4491386 кДж

Теплота шлакообразования:

- теплота восстановления

MnO₂ до MnO;

Q₃ = 0.461 100 55/87 37.64 146.59 = 160.804 кДж

-теплота образования 2MnO SiO₂ по реакции

2MnO+SiO₂ = 2MnO SiO₂

Q₄ = 0.4342 1687.02 = 204368 кДж

-теплота образования MnO SiO₂ по реакции

MnO+SiO₂ = MnO SiO₂

Q₅ = 0.4342 1687.02 700 = 512752 кДж;

- теплота образования CaO SiO₂ по реакции

CaO = Sio₂ = CaO SiO₂

Q₆ = 0.0632 1687.02 852 = 90839 кДж:

- MgO. SiO₂ по реакции

MgO + SiO₂ = MgO. SiO₂

Q₇ = 0,0362. 918 = 56082 кДж;

- всего теплоты от шлакообразования

Q_шл = Q₃ + Q₄ + Q₅ + Q₆ + Q₇ = 1024825 кДж

Всего приход теплоты составляет:

УQ = Q_пр + Q_ш + Q_ок + Q_шл = 5568064 кДж

Расход теплоты.

Тело на восстановление марганца из MnO по реакции

MnO_T6 > Mn_T6 + Ѕ O₂г.

Q_{8 =} (1000. 0,7954 + 1,69. 34,64). 7080 = 6085238 кДж,

где 0,7954 - доля марганца в ферромарганце;

1,69 - улёт марганца.

Теплота на восстановление кремня из SiO₂ по реакции

SiO_{2 ТВ}>Si_ж+О_2г:

Q₉ = (1000^.0,0271+0,0017^.37,64)^.32400 = 880113 кДж,

где 0,0271 - доля кремния в ферромарганце;

0,0017 - доля улёта кремния.

Теплота на восстановление железа из Fe₂O₃ по реакции

Fe₂O_3ТВ>2Fe+³/₂ O_2г:

Q_{10 =} 1000^.0,1091^.14650 = 1598315 кДж,

где 0,1091-доля железа в ферромарганце.

Теплота на восстановление фосфора из P₂O₅ по реакции

P₂O_5ТВ>¹/₂З_{4 г}+⁵/₂О_{2 г}:

Q₁₁ = (1000^. 0,0065+0,02^.37,64)^.49650 = 360101кДж.

Всего расходуется на восстановление оксидов:

УQ_В = Q₈+Q₉+Q₁₀+Q₁₁ = 8923767кДж.

Потери теплоты.

Теплота улёта марганца по реакции

Mn_ТВ>Mn_Г:

Q₁₂ = 1,69^.37,64^.5175 = 329190 кДж

Теплота улёта кремния по реакции

Si_ТВ>Si_Г:

Q₁₃ = 0,17^. 37,64^.12650 = 80944 кДж.

Теплота улёта фосфора по реакции

P_ТВ>P_Г:

Q₁₄ = 0,02^. 37,64^.17800 = 13340 кДж

Всего теряется теплоты от улёта элементов:

УQ_У = Q₁₂+Q₁₃+Q₁₄ = 423474 кДж

Теплота уносимая шлаком: при 1000 С:

Q15 = 1687,02 x 2470 = L 166939 кДж

Теплота уносимая металлом при 1600 С:

Q16 = 705,4 x 15,95 + 27,1 x 2910 + 6,5 x 1630 = 102143 кДж

Потери теплоты с отходящими газами:

Q17 = 24,03 x 37,64 (566 - 32,6) = L 82 L 5 L кДж,

где 566 и 32,6 - энтальпия одного нормального кубического метра газа при L 25 С и 25 С соответственно.

Теплота уносимая парами воды при L 25 С

Q18 = 6,76 x 37,64 x 22,4/18 (663,7 - 57,5) = 191950 кДж,

где 663,7 и 57,5 - энтальпия одного нормального кубического метра пара L 25 и 25 С соответственно кДж/ м куб.

Теплота на разложение воды по реакции

Н2Ог = Н2 г + Ѕ О2 г.

Q19 = 2,74 x 37,64 x 13400 = 1381990 кДж

Всего теряется с продуктами плавки физической теплоты:

EQф = Q15 + Q16 + Q17 + Q18 + Q19 = 6325476 кДж

Тепловые потери кладкой пены:

Q20 = 276500 / 0.719 = 384561 кДж

Общие тепловые потери:

EQр = QВ + QЧ + QФ + Q20 = 16084278 кДж

Разность между статьями прихода и расхода:

EQПР - EQР = 5568064 - 18084274 = -10516214 кДж

Расход электроэнергии на 1 тонну ферромарганца:

QЭЛ = 10516214/ 3600 = 2921 кВт ч/т, а с учетом 20% потери в короткой сети расход электроэнергии на 1 тонну ферромарганца составит:

QЭЛ = 2921 x 1,2 = 3505 кВт ч/ т

Сводный тепловой баланс приведен в таблице 1,19

Таблица 1.19

Сводный тепловой баланс

Приход теплоты	МДж	%	Расход теплоты	МДж	%
Физическая теплота шихтовых материалов	51.583	0.28	Восстановление окислов	8923.767	49.07
Окисление С до СО	4209.199	23.14	Физическая теплота продуктов плавки	6352.476	34.93
Окисление С до СО2	282.287	1.55	Улет элементов	423.474	2.33
Шлакообразование	1024.825	5.64	Потери кладкой	384.561	2.11
Электроэнергия	12618.0	69.38	Разложение воды	1381.990	7.60
			Потери в короткой сети	919.626	3.96
ВСЕГО	18185.894	100.0	ВСЕГО	18185.894	100.0

1.7 Технология разогрева печи

После монтажа новой печи, реконструкции или капитального ремонта уже установленного печного агрегата необходимо произвести разогрев рабочего пространства печи.

Для этого подину засыпают слоем коксика, толщина которого составляет 200-400 мм, затем подают в печь шихтовые материалы по мере расплавления в печь добавляются шихтовые материалы через 20 часов после начала разогрева, в шихту вводится на 200 кг марганцевого концентрата, 1.5 т коксика. После подаци 3-4 колош с такими шихтовыми материалами соблюдается следующий график набора нагрузок:

- 3 часа - не более 100А;

2 часа - не более 120 А;

2 часа - не более 150 А.

Нагрузка 150 А поддерживается до первого перепуска. После первого перепуска следует соблюдать следующий режим коксования электродов:

1 час - не более 30 А;

1 час - не более 50 А;

1 час - не более 80 А;

1 час - не более 120 А.

Первый выпуск осуществляется после того, как счет электроэнергии составит 12000 кВт. ч.

1.8 Принятая технология выплавки высокоуглеродистого ферромарганца марки ФМн78Б

Марганецсодержащее сырье поступает в склад шихты в железнодорожных вагонах, разгружается и хранится отдельно по сортам и видам в приямках. В случае высокой влажности, сырье подсушивается в печи кипящего слоя.

Подготовка марганецсодержащего сырья производится объемным способом. В складе шихты грейферным краном поочередно забирается указанное количество грейферов соответствующего материала (по сортам и видам) и загружается в приемный бункер, который отапливается в холодное время, откуда по отдельной транспортерной ленте смесь поступает в бункерное отделение дозировочного узла плавильного корпуса цеха.

Коксит (фракция 5-25 мм) для выплавки ферромарганца хранится в отдельном приемке и также подается транспортером в бункерное отделение цеха. Стальная стружка подготавливается в плавильном цехе №4 (длина витка не более 50 мм) и разгружается в закром склада шихты, откуда в коробах подается в плавильный корпус.

Взвешивание марганецсодержащего сырья в плавильном отделении производится в саморазгружающиеся бадьи на дозировочной тележке с весоизмерительным прибором, погрешность которого не превышает 1%. Затем бадья поступает на дозировочный узел, где дозируются остальные компоненты шихты (коксит, отходы собственного производства, стальная стружка). Стальную стружку допускается подшихтовывать на пенной площадке непосредственно в печь. Дозированная шихта подается краном в печные бункера. В каждый бункер загружается по 2-3 калоши, последняя навеска загружается после из расходования предыдущей.

Выплавка сплава осуществляется непрерывным процессом с закрытым колошником и периодическими выпусками продуктов плавки по установленному графику. Загрузка шихты в печь из бункера производится с помощью загрузочных лотков. Шихту в печь загружают периодически, по мере ее схода, не допуская - проплавления, поддерживая конуса вокруг электродов высотой 100-150 мм. Уровень колошника должен обеспечивать минимальный улет марганца, нормальную посадку электродов и прогрев подины печи.

Определение содержания влаги в концентратах производится один раз в сутки, для чего отбирают с питателей бункеров пробу, которая подготавливается и отправляется в центральную заводскую лабораторию контролерами отдела технического контроля.

Электрический режим ведения плавки осуществляется при помощи трансформатора 7,5 МВ*А, мощность которого выдерживается на 93-97% от установленной для рабочей ступени, указанных в таблице 1.20, за счет поддержания силы тока, измеряемой с высокой стороны трансформатора. Пропускная способность электрода составляет 8,9 А/см2, оптимальная плотность тока в контакте щеки с электродом составляет 1,2-1,4 А/см2.

Таблица 1.20

Номинальные токовые нагрузки

Ступень напряжения	Напряжение высокой стороны, кВ	Токовая нагрузка, А
1	>11,0 <11,0	380 400
2	>11,0 <11,0	380 400
3	>11,0 <11,0	380 400
4	>11,0 <11,0	370 380
5	>11,0 <11,0	355 370
6	>11,0 <11,0	340 360
7	>11,0 <11,0	315 330

В случае повышения напряжения с высокой стороны трансформатора печи переводится на более низшую ступень напряжения. Контроль установленного электрического режима осуществляется контрольно-измерительными приборами, находящимися на пульте управления.

Процессом плавки должно быть обеспечено:

максимальное использование мощности трансформатора;

устойчивая посадка электродов с глубиной погружения в шихту 500-700 мм;

равномерный выпуск металла и шлака из печи.

Для контроля технологического процесса от каждой плавки отбирается проба шлака на содержание в нем марганца и фосфора, и металла на кремний, углерод, марганец, фосфор и железо. Отбор проб металла производится по технологической инструкции для горновых, проба шлака отбирается из второго ковша. Отобранные пробы отправляются в лабораторию на анализ.

По содержанию марганца и фосфора в шлаке, кремния, железа, фосфора и марганца в металле производится корректировка шихты. Снижение содержания марганца в шлаке и повышение содержания в сплаве выше допустимого указывает на горячий ход процесса и избыток восстановления. Повышение марганца в шлаке указывает на холодный ход процесса и недостаток восстановителя. При этом может повышаться содержание фосфора в сплаве.

В целях предотвращения чрезмерного накопления расплава в печи, что может привести к нарушению электрического режима, неполадки на выпускном желобе и прогару ванны, съем электроэнергии между двумя выпусками не должен превышать 13000 кВт.ч. При съеме электроэнергии 12,5-13,5 тыс.кВт.ч количество металла и шлака составит 4-5 и 6,4-8 т соответственно.

Выпуск металла и шлака производится одновременно через одну летку в каскадно-расположенные ковши. Металл и шлак сливают из печи в первый ошлакованный ковш, затем, по мере его наполнения, шлак вытесняется металлом в рядом стоящий неошлакованый ковш. Химический состав производственного ферромарганца приведен в таблице 1.21.

Таблица 1.21

Химический состав произведенного ферромарганца

Марка		Мn,%	C,% max	Si%,max	Pi%,max	Si%,max
ФMn78Б	стандарт факт	75-82 75-82	7,0 4,0-7,0	6,0 2,0-6,0	0,70 0,60-0,70	0,02 0,01

Сразу после выпуска ковш с металлом отправляют на стенд для сканирования шлака. После скачивания шлака в шлаковню, ковш подается на наклоняемый стенд разливочной машины карусельного типа. Изложницы обрызгивают известковым молоком для избегания прикипания металла. После застывания сплава, металл автоматически выбивается в приемный бункер дробильной установки, расположенной непосредственно возле карусели с изложницами, и в дробильном виде поступает в склад готовой продукции. В складе готовой продукции ферромарганец подвергается классификации и, если необходимо, повторному дроблению, согласно требованиям заказчика.

2. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

2.1 ВЫБОР ТИПА ПЕЧИ

Для того, чтобы сделать выбор типа печи произвожу расчет основных электрических и геометрических параметров.

Производительность печи в сутки определяю по формуле:

24 K cosц W

G = --------------------, т/сут, (2.1)

A

где 24 - количество часов в рабочих сутках. ч;

сosц - коэффициент использования мощности электропечной установки, 0,97;

К - коэффициент, учитывающий простои печи 0,922;

А - удельный расход электроэнергии, 3505 кВт.ч/т;

W - установленная мощность трансформатора, кВА.

24 0.922 0.97 7506

G = ------------------------- = 45,9 т/сут

3505

Полезная мощность, выделяемая в ванне печи:

Рпол = W cos ?эл, кВт (2.2)

где W - установленная мощность трансформатора, кВА;

cos ?эл - произведение, выбранное из справочной литературы, принимаю 0,85.

Pпол = 7500 0,85 = 6400 кВт

Рабочее полезное фазовое напряжение печи.

Uпол = С Рпол, В (2.3)

где С и n - коэффициенты, зависящие от вида процесса (шлаковый или безшлаковый - n = 0,25) и от марки сплава (электрических характеристик шихты и электрического режима - С = 8,3).

Uпол = 8,3 (6400) = 74 В.

Вторичное линейное напряжение печного трансформатора определяю по формуле:

U л = (U пол 3) / (cos ?эл) (2.4)

U л = (74 1,73) / (0,97 0,88) = 150 В.

Число ступеней напряжения определяется из соотношения:

1.2Uл - 0,75Uл

n = ------------------------ +1 (2.5)

4 - 6

1,2 150-0,75 150

n = --------------------- + 1 = 12 ступеней

6

Силу тока в электроде определяю по формуле:

Рпол

I = --------------, кА (2.6)

3Uпол

6400

I = ----------- = 28,8 кА

3*74

По найденной величине силы тока в электроде определяю его диаметр:

ЭП * I

d эл = -----------, мм (2.7)

Uпол

1,64 * 28800

d эл = ------------------- = 875 мм

74

Принимаю диаметр самообжигающегося электрода 700 мм.

Проверка диаметра электрода осуществляется по формуле вычисления плотности тока в электроде:

LI 4* 28800

j расч = ------- = --------------- = 7,48 А/см (2.8)

П*d 3,14 * 70

Полученное значение плотности тока расч. меньше допустимого

j_доп = 7,8А/см2, следовательно диаметр электрода выбран верно.

Расчет геометрических параметров произвожу в соответствии с принципом геометрического подобия:

расстояние между электродами:

В = В *d_эл = 2,63 * 700 = 1840 мм; (2.9)

диаметр ванны на уровне колошника:

Д = Д * d_эл = 5,90 *700 = 4130 мм; (2.10)

- диаметр ванны на уровне подины:

Д = Дп * d_эл = 5,70 *700 = 3990 мм; (2.11)

глубина шахты:

L = L * d_эл = 2,7 *700 = 1900 мм; (2.12)

посадка электродов:

Н = Н * d_эл = 1,20 * 700 = 840 мм; (2.13)

расстояние от рабочего конца электрода до подины:

l = 1060 мм;

расстояние от колошника до верхней крошки кожуха печи:

h = 200 мм;

расстояние от поверхности колошника до подины:

L = 1900 - 200 = 1700 мм.

На основании произведенного выше расчета электрических и геометрических параметров, для производства высокоуглеродистого ферромарганца принимаю открытую ферросплавную печь типа РКО с установленным трансформатором мощностью 7500 кВА. Технические характеристики выбранной печи приведены в таблице 2.1.

Таблица 2.1

Технические характеристики электропечи РКО-7,5

Технические характеристики	Показатели
Установленная мощность трансформатора кВА	7500
Напряжение высокой стороны, В	12000
Пределы вторичного напряжения, В	230-140
Максимальный ток на фазе, А	29000
Коэффициент мощности	0,97
Тип электрода	самообжигающиеся
Расстояние между осями электродов, мм	1840
Средняя скорость перемещения электродов, м/мин	0,5
Ход электрода, мм	1200
Размеры плавильного пространства: диаметр, мм высота, мм	4100 1900
Диаметр электрода, мм	700
Число леток, шт	1

2.2 Краткое описание печи по узлам и агрегатам

Общий вид печи РКО-7,5 изображен на листе 3 графической части дипломного проекта.

Кожух печи представляет собой сварную конструкцию из листовой стали, на внешней стороне которой расположены ребра жесткости. Своим основанием кожух печи установлен на люльку печи (14). В свою очередь, люлька опирается на фундамент. На диаметрально противоположной поверхности к летке, к кожуху прикреплены гидравлические механизмы наклона печи (15). Изнутри кожух футеруется переклазовым кирпичем (12) марок ПУ-91-1 и ПУ-91-3. В футеровке также используют бывший в употреблении кирпич - им футеруют верхний слой откосов ванны печи.

Стойки электрододержателей (8) перемещаются в шахте (16), которая расположена позади печи со стороны трансформатора. Трансформатор вынесен из главного плавильного здания в пристройку, граничащую непосредственно с печами с целью уменьшения потерь в короткой сети.

Стойки электрододержателей приводятся в движение редукторами, расположенными на лебедочной площадке (23). Самообжигающийся электрод (11) занимается в головке электрододержателя (8), которая выполнена из меди в целях уменьшения электрического сопротивления до 0,25*10 Ом. Ток подается на электроды по медным охлажденным токоведущим трубам, которые соединены с трансформатором гибкими пакетами (10).

На печи установлен электрододержатель с пружинно-пневматическим механизмом зажима.

Над ванной печи установлен сварной зонт (18) из стального листа, который в целях уменьшения тепловых потерь и обеспечения нормальных условий его эксплуатации, выложен изнутри асбестовым картоном. От зонта печи идет отсос колошникового газа по газоотводу (9).

На зонте расположены печные расходные бункера (19) для шихты и одна труботечка, которая направляет поток шихты в центр треугольника, образованного электродами (11). Печные бункера соединены внутри зонта с подвижными лотками (28), закрепленными в опоре (7) и двигающимися на шарнире (6). Все бункера снабжены затворными секторами (5), предотвращающие самопроизвольное ссыпание шихты в плавильное пространство.

На верх зонта печи расположена электродная площадка (2, предназначенная для обслуживания электродов: прошуровка и досыпка электродной массы, перепуск, наращивание.

2.3 Футеровка печи, система охлаждения, газоочистка

Ванна печи футеруются периклазовым кирпичем марок ПУ-91-1 ПУ-91-3 (см. лист 4 графической части дипломного проекта). Футеровка подины ведется с перекрытием рядов под углом 90. Швы между кирпичами засыпаются периклазовой пудрой (продукт помола боя и не кондиции периклазового кирпича) и затем протрамбовываются вручную. Компенсационный слой выполняется толщиной 200-250 мм из керамзита. В районе кармана компенсационный слой выносится вовнутрь кладки на 800-900 мм от кожуха печи с перекрытием каждого ряда, выполняется из магнезитовой крупки. В верхнем ряду подины компенсационный слой не делается. В районе кармана кирпич кладут вплотную к кожуху на расстоянии примерно 620 мм от оси летки в каждую сторону. При кладке стен ванны печи ряды перекрываются смещением относительно друг друга на 1/3 кирпича. Девять нижних рядов подины выполняются из периклазового кирпича марки ПУ-91-1 (размеры 300*150*65). Для контроля за состоянием футировки, в нее устанавливают термопара. Показания термопар считываются визуально на пульте управления печи и заносятся в печной журнал.

Система охлаждения на печи РКО-7,5 служит для охлаждения токоведущих частей электрододержателя: хобота, щеки, прижимного башмака и головки. Вода подается по токоведущим трубам, выполненным из меди. Для охлаждения используется техническая вода, которая циркулирует по замкнутому циклу заводского водообеспечения. Регулировка подач воды на охлаждаемые элементы производятся в ручную.

При выплавке ферросплавов в открытых печах выделяется много газов и пыли, которые в большинстве случаев отсасывают вытяжной трубой, скрепленной с зонтом печи. Очистка газов из открытых печей усложняется тем, что при этом требуется перерабатывать очень большие объемы газовоздушной смеси. Средний объем отходящих газов для печи мощностью 7500 кВА при выплавке ферромарганца составляет около 200000м3/и, а суточный выброс пыли около 4,7 тонн. В марганцевой пыли содержится до 49% окислов марганца.

Для реконструируемого цеха принимаю газоочистку в рукавных тканевых фильтрах. Принцип действия такой газоочистки показан на рисунке 2.1.

Рис. 2.1 Схема работы рукавного фильтра (1-ой секции)

Под избыточным давлением пылегазовоздушная смесь отсасывается на газоочистку. Количество секций в одном рукавном фильтре восемь, из которых семь секций работают в режиме фильтрации и одна в режиме регенерации поочередно.

По конструкции фильтр представляет собой металлический несущий каркас, в нижней части которого расположены трубные плиты, с которыми сопряжены бункеры фильтра. Фильтр оснащен фильтровальными рукавами. Верхняя часть рукавов заглушена и представляет собой нечто подвешенное посредством амортизатора и цепи к верхней решетке газоочистного корпуса. Нижняя часть рукава закреплена при помощи хомута на патрубке трубной плиты.

Запыленная пылегазовоздушная смесь из напорного раздаточного газохода (1) (см. рис. 2.1) через автоматически открывающийся клапан (2) - управляемый пневмоприводом - поступает во внутреннее пространство бункера (3), из которого распределяется в фильтровальные рукава (5). Рукава приобретают форму, изображенную на рисунке 2.2.

Рисунок 2.2 Фильтровальный рукав в режиме фильтрации (под внутренним давлением)

Пыль осаждается на внутренней поверхности ткани рукавов, очищенная газовоздушная смесь свободно выходит в межрукавное пространство секции и отводится в атмосферу через специальную вытяжную шахту, расположенную на кровле фильтра. Продолжительность цикла фильтрации 12-16 минут, после чего данная секция возвращается автоматически к режиму регенерации.

При регенерации клапан (2) закрывается, через 3-5 секунд открывается клапан (5) на патрубке обратной (см. рис. 2.1). В бункере и внутри рукавов создается разрежение. Рукава частично сжимаются и приобретают форшу, изображенную на рисунке 2.3.



Рисунок 2.3 Фильтровальный рукав в режиме регенерации (под внутренним разряжением)

Деформированная корка пыли осыпается с внутренней стороны рукава в пылевой бункера (3) секции. Осыпающаяся пыль винтовым конвеером (8), расположенным на дне бункера, отводится через шлюзовый питатель (6) в сборный скребовый конвеер. Длительность выдержки секции под отрицательным давлением 30-90 секунд. По окончанию регенерации закрывается клапан (5) на патрубке обратной продувки, после чего открывается клапан (3) и вновь начинается процесс фильтрации. На регенерацию становится следующая секция и так далее по кольцевой схеме.

Эффективность очистки - 98,8%.

2.4 Определение количество печей по заданной производительности

высокоуглеродистый ферромарганец плавка печь

Количество печей определяю исходя из производительности одной печи и производственной программы цеха.

Суточная производительность печи:

24 * W* cos ц * K

П п.с. = -------------------------, т/сут (2.14)

А

где 24 - число часов в рабочих сутках, час;

W - установленная мощность трансформатора, кВА;

cosц - коэффициент мощности трансформатора 0,97;

К - коэффициент, учитывающий простои печи и колебания электрического режима 0,922;

А - удельный расход электроэнергии, кВт.ч/т.

24 * 7500 *0,97 * 0,922

Пп.с. = ------------------------------ = 45,9 т/сут

3505

Годовую производительность печи определяю по формуле:

Пп = Пп.с. * фф, т/год (2.15)

где фф - фактическое время работы печи в году, 34,5 сут.

Пп = 45,9 * 345 = 15835,5 т/год

Количество печей определяю из соотношения:

Пц

nп = --------, шт (2.16)

Пп

где Пц - производственная программа цеха, т/год.

60000

nп = ---------- = 3,79 шт

15835,5

Принимаю к установке печи типа РКО с трансформатором мощностью 7500 кВА.

2.5 Склад шихтовых материалов

Склад шихтовых материалов представляет собой однопролетное здание, оборудованное мостовыми грейферными кранами и транспортерами.

Принимаю следующую схему поступления шихтовых материалов: железнодорожный транспорт - склад шихты - дозировочное отделение цеха - печные бункера.

Общий запас шихтовых материалов на складе шихты рассчитываю исходя из суточного расхода материалов (данные из расчета материального баланса) и норм запасов по формуле:

Q = (qc * ?c) * K, т (2.17)

где Q - общецеховой запас материалов, т;

q_c - суточный расход материалов по цеху, т;

?c - нормативный запас материалов, сутки;

K - коэффициент неравномерности поступления сырья, 1,4.

Суточный расход материалов по цеху рассчитывается следующим образом:

q_c = Ппс * nп * qo, т (2.18)

где Пп.с. - суточная производительность печи, т;

n_п - количество печей, шт;

q_o - расход материалов на 1 тонну сплава, т.

Суточный запас составит:

- марганцевый концентрат q_c = 45,9*4*3,78 = 690,34 нт;

коксик q_c = 45,9*4*0,8 = 110,16 нт.

Общецеховой запас материалов:

- марганцевый концентрат Q = 690,34*5*1,4 = 4382,38 т;

- коксик Q = 110,16*5*1,4 = 771,12 т.

Размер закрытого грейферного склада с железнодорожной колеей, продящей по середине пролета (ширина a = 30м, высота штабеля h = 3 м, глубина приямка h_пр = 6 м).

Q/2г - 72

L = --------------------, м

6(5h пр -6)

где - насыпная массы шихтового материала, т/м3;

h_пр - глубина приямка, м.

L_p = 4832.38 х 12 х 20 / 6(5х6 - 6) = 17 м

L_k = 771.12/20.5 - 0.72/ 6(5х6 - 6) = 11 м

Общая длина склада шихтовых материалов составит:

L = L_p+L_k

L = 17 + 11 = 28м

Количество ленточных конвейеров для передачи шихтовых материалов в плавильный корпус рассчитываю исходя из производительности одного конвейера:

П_к = 3600 х F х V х,т/ч

где F - площадь поперечного сечения непрерывного слоя, м2 (для кокса = 0,05 м2);

V - скорость движения транспортерной ленты, м/с

- насыпная масса материала т/м3.

П_к = 3600*0,05*1,5*2,0 = 540 т/час.

Суточная производительность одного конвейера:

П_к.с. = Пк*24*0,75, т/сут. (2.22)

П_к.с. = 540*24*0,75 = 9720 т/сут.

Число конвейеров составит:

n _кон = Q_c/П_к.с. = 4832.38/9720 = 0.51шт.

Принимаю к установке два ленточных конвейера: для подачи руды и кокса. В таком количестве конвейера будут подстраховывать друг друга на случай аварийной ситуации с одним из них.

Количесвто мостовых грейферных кранов в складе шихтовых материалов принимаю на основе мощности печных агрегатов.

Необходимое количество кранов для обеспечения работы одной печи определяю по формуле:

n_кр = П_{ПС уд} / 840шт

где П_п.с. - суточная производительность печи, т;

_уд - количество краноминут на подачи шихты для выплавки 1 тонны сплава, кр.мин/т;

840 - время работы крана в сутки без перерыва и перебоев в работе, мин.

Количество краноминут расчитываю исходя из насыпной массы шихты, емкости грейфера и длительности одной крановой операции по уравнению:

_уд = ( _ш / V_г) х х

где _ш - насыпная масса шихты, расходуемой на выплавку 1 тонны сплава, т/м3;

определяется по удельной насыпной массе шихты из условия:

где соотвественно:

- насыпная масса составного шихтовго материала;

- удельный расход компонентов на тонну сплава;

- объем грейфера, м3, принимаю 5,3 м3;

- коэффициент заполнения грейфера, принимаю из практики 0,75;

- длительность одной крановой операции, мин.

Согласно анализу работы кранов склада шихтовых материалов, длительность одной операции составляет:

- наполнение грейфера - 1 минута;

- перемещение крана - 1 минута;

- освобождение грейфера от шихты- 1 минута.

Учитывая, что краны заняты на разгрузке и перемещении шихты 75% основного времени, принимаю время одной крановой операции минуты.

Принимаю к установке грейферный мостовой кран с грузоподъемностью 15 т и объемом грейфера 5,3 м3 и один резервный, на случай аварийной ситуации и планово-предупредительных ремонтов.

2.6 Печной пролет

К основному оборудованию печного пролета прежде всего относятся плавильные агрегаты - открытые ферросплавные печи РКО 7,5, а также подъемно-транспортное оборудование - мостовые загрузочные краны. Количество печей было определено ранее (см.п.2.4) и составляет штуки.

Количество загрузочных кранов определяю исходя из задолженности по времени на одну плавку. Задолженность одного крана на плавку составит, мин:

захват и подача загрузочной бадьи на печь - 20;

возврат и отцепление бадьи - 20;

загрузка шихты в подвесные бункера - 20;

перепуск электродов - 10;

подача электродной массы - 8;

подача крупки для закрытия леток - 10;

Итого на плавку - 88 мин.

Суточная задолженность крана по цеху с учетом семи плавок в сутки на каждой печи:

8*4*7 = 2464 мин.

Количество кранов составит:

где 1440 - время работы в сутки, мин;

0,9 - коэффициент, учитывающий регламентированный отдых и аварийные простои.

Принимаю рабочий парк кранов с учетом резерва на ремонт - 2 мостовых крана, грузоподъемностью 15 т.

Основными отметками печного пролета являются:

1000 мм - фундаментальная опора печи, крепление механизмов наклона ванны печи и горновая площадка;

1950 мм - расположена редукторная площадка с механизмами перемещения электродов;

3400 мм - плавильная площадка, с которой осуществляются операции по обслуживанию колошника печи плавильным персоналом;

7150 мм - электродная площадка, на которой производятся операции по наращиванию электродов, досыпке и прошуровке электродной массы и перепуску электродов;

13000 мм - расположены пути и токосъемники мостового загрузочного крана.

2.7 Разливочный пролет

К основному оборудованию относятся разливочная машина карусельного типа и разливочные краны.

Расчет количества разливочных кранов произвожу на основе подробного хронометража выполняемых основных и вспомогательных операций, приведенных в таблице 2.2.

Таблица 2.2

Загруженность крана разливочного пролета в смену при производстве ферромарганца

Наименование операций	мин	%
1	2	3
1. Производственная работа	418	81,7
а) основная 1.зацепка ковша 2.скачивание шлака 3.установка ковша на разливочную машину 4.снятие ковша с разливочной машины 5.транспортировка ковша 6.установка ковша на тележку	285 46 91 27 23 51 47	59,4 9,6 19,0 5,6 4,8 10,6 9,8
б) вспомогательная 1.подготовка посуды 2.почада крупки, глины 3.подача прутьев и других инструментов 4.снятие цепи и одевание траверсы 5.снятие траверсы и одевание цепи 6.подача электродной массы 7.переезды 8.транспортировка и уборка отходов 9.перевозка кожухов электрода 10.перевозка траверс	120 4 22 22 6 5 5 22 24 3 8	25,0 0,8 4,6 4,6 1,2 1,1 1,1 1,8 5,0 0,8 1,7
11. перевозка ремонтного оборудования	6	1,2
в) подготовительно-заключительная 1.прием смены 2.сдача смены	13 8 5	2,7 1,7 1,0
2. Перерыв в работе, независящий от исполнителя 1.регламентированный отдых 2.организационные причины: а) ожидание груза б)ожидание соседнего крана	62 24 38 13 25	12,9 5,0 7,9 2,7 5,2
Итого:	480	100,0

На основании приведенных в таблице 2.2. данных принимаю, что 60% общего времени кран затрачивает на основные операции, 25% на вспомогательные, 15% составляют вынужденные простои, не зависящие от исполнителя.

Из таблицы 2.2. рассчитываю длительность одной основной операции:

ф_уд = 285 = 7,9 минут

где - число основных операций на один выпуск;

3 - максимальное число выпусков в смену;

2 - число обслуживаемых печей.

На одном выпуске основная работа крана включает шесть операций и по длительности составляет:

ф_пл = 6 ф_уд = 6 7. 9 = 48 мин

Зная число выпусков в сутки (7 выпусков), рассчитываю затраты времени на одну печь:

ф_сут = ф_пл n_пл = 48 7 = 336 мин.

Общая загруженность крана с учетом вспомогательных операций и вынужденных простоев составит:

ф _общ = ф _сут /0.6 = 336: 0.6 = 560 мин

Тогда количество кранов на одну печь составит:

n _{кр =} ф _общ /1440 = 560 / 1440 = 0.41 крана.

Принимаю рабочий парк кранов, с учетом резерва на аварии и планово-предупредительные ремонты, 3 мостовых разливочных крана грузоподъемностью = 20/5т.

Емкость ковша должна вместить весь металл за один выпуск и определяется по формуле, из учета веса сплава за один выпуск:

V_к = П_пс К м³ /n_плж У;

где _ж - плотность жидкого сплава, т/м3; составляет обычно (0,9-0,92) _тв

коэффициент заполнения ковша, равен 0,9;

коэффициент неравномерности выпусков, принимаю 1.2;

Количество ковшей определяется по уравнению:

n _k = n _пл 1.15 : 24шт

где 1,15 - коэффициент запаса;

время оборота одного ковша, час 0,67;

V_k = 45.9/7 1.15 0.67:24 = 0.22 шт

Таким образом, на каждую печь устанавливается по одному ковшу под металл. В резерве принимаю 3 ковша.

Емкость шлаковой чаши определяется из учета кратности шлака (Кш) по уравнению.

V _и = К_{ш л ж}/_шл, м ³

где _шл - плотность жидкого шлака, т/м3; принимаю 3,8 т/м3;

Кшл - кратность шлака; из расчета материального баланса Кшл = 1,68

V_и = 1,25*1,68*5,85/3,8 = 3,2м³

Количество шлаковых чаш определяю по уравнению:

n_{и =} n_пл 7.92:24

где 7,92 - коэффициент запаса;

время оборота одной чаши и принимаю 1,2 часа.

n_и = 77,921,2:24 = 2,78 3 шт.

Принимаю на каждую печь, с учетом резерва, по 3 шлаковые чаши.

2.8 Склад готовой продукции (СГП)

К основному оборудованию склада готовой продукции относятся мостовые прогрузочные краны, дробильные установки для дробильные установки для дробления ферромарганца и грохот для фракционирования отгружаемого сплава.

Количество дробилок определяю исходя из ее производительности. Технологическая производительность дробилки определяю по формуле:

F = L_в(2l + a)

где - 60 - количество минут в одном часе, мин;

F - площадь поперечного сечения входящего материала, м²;

L_в длина валка, м;

2l - ширина рагрузочной щели,м;

а - щель между валками,м;

w - окружная скорость, м/мин;

w = D_в n

D_в диаметр валка, мм;

N число оборотов валка в мин.,об/мин;

коэффициент разрыхления материала.

Для настоящего проекта принимаю действующие дробильные установки

“ Zemag “ (производительность 80 м3/час, общая мощность электродвигателей 106 кВт) и “Skoda” (производительность 80 м3/час, общая мощность электродвигателя 132 кВт).

Расчет количества кранов в складе готовой продукции произвожу на основе хронометража операций в течение одной смены (табл. 2.3).

Таблица 2.3

Задолженность по времени погрузочного крана в СГП

Наименование операций	мин	%
1. Установка коробки с металлом на весы и взвешивание	44	9,17
2. установка коробки с металлом на месте хранения	48	10,0
3. подача пустых коробок на мотовоз	50	10,42
4. установка коробок с корками на место хранения	44	9,17
5.установка коробок с пуповинами на место хранения	44	9,17
6. обслуживание дробилок	70	14,58
7.отгрузка готовой продукции	110	22,92
8.прием смены	10	2,08
9.сдача смены	1	2,08
10.регламентированный отдых	30	6,25
11.ожидание соседнего крана	10	2,08
12.ожидание груза	10	2,08
Итого:	480	100,00

Учитывая, что к основным операциям относятся пп. 1.2.3.7. (см. табл. 2.3.), расчет количества кранов будет выглядеть следующим образом:

длительность одной основной операции составит:

_уд = 2.52/4 3 4 = 5.25 мин

где 2.52 - время на выполнение операций, принятых основными, мин:

4 - число основных операций;

3 - максимальное количество выпусков в смену;

4 - число печей, которые обслуживает склад готовой продукции.

Для обслуживания одной плавки, с учетом отгрузки готовой продукции во время ожидания груза, понадобиться времени:

Зная число выпусков в сутки, рассчитываю затраты времени на 1 печь в сутки:

_сут = 21 7 = 147мин.

Общая загруженность крана, с учетом вспомогательных операций и вынужденой простоев, составит:

_общ = _сут: 0.5251 = 147: 0.5951 = 281 мин.

Необходимое количество кранов составит:

n_кр = 281:1440 = 0.205шт

Принимаю рабочий парк погрузочных мостовых кранов в складе готовой продукции с учетом резерва в размере 2-х кранов, грузоподъемностью 15 т.

2.9 Транспортные въезды цеха

Для реконструируемого цеха предусматриваю следующие транспортные въезды:

с южного торца цеха расположены въезды для железнодорожного транспорта, путь для которого проходит по всей длине цеха, и для автоковшевозов;

с северного торца цеха уложена железнодорожная колея для мотовоза, посредством которого в склад готовой продукции передается произведенный металл, а обратно в цех-короба под него.

3. МЕХАНИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Механизм перемещения электрода

Электрододержатель предназначен для закрепления электрода на подвижной каретке или колонне и подвода электрического тока от кабелей к электроду. На крупных печах вес электрода может достигать 2-3 тонны. Поэтому электрододержатель должен быть достаточно прочным, жестким и способным с необходимой силой сжимать электрод, чтобы он надежно удерживался силой трения. Так как коэффициент силы трения составляет 0,15, усилие сжатия электрода должно в 5 раз превышать массу электрода.

Электрододержатель состоит из головки, зажимного устройства, рукава, каретки или телескопической стойки, токоподвода и механизма перемещения электрода.

Головка электродержателя состоит из металлического каркаса (водоохлаждаемого), токоподвода, обеспечивающего подвод тока к электроду, через контактную щеку (изготовленную из омедненной стали, меди, а иногда из хромистой бронзы 1% Ст или латуни - 80% С, 20%). Площадь контакта должна обеспечивать плотность тока в контакте, не превышаюшую допустимых значений. Контактное сопротивление «электрододержатель - электрод» должно быть мало, так как через контакт проходят токи больших значений. Малое контактное сопротивление в электрододержателе желательно не только для снижения потерь энергии в нем, но и для уменьшения его нагрева.

По типу применяемого привода зажимы электродов подразделяются на пружинно-пневматические, пружинно-гидравлические, электро-механические, пневмо-эксцентриковые и пневмо-грузовые.

По кинематическому исполнению различаю зажимы электродов колодкой или хомутом. В настоящее время наибольшее применение нашли пружинно-пневматические зажимные устройства. Зажим электрода осуществляется усилием пружины, передаваемым через систему рычагов и тяг на пружинную колодку. Электрод освобождается при подаче в пневмоцилиндр сжатого воздуза, который перемещает поршень и сжимает пружину. Эти зажимы обеспечивают контактное давление порядка 0,3-1,0 Мпа, что не всегда достаточно для достижения требуемого контактного сопротивления. Недостатком является снижение усилия зажима в результате основной деформации пружины, удлинения тяг при нагревании и появлении люфтов.

Рисунок 3.1 Схема механизма перемещения электрода канатного типа

В рассматриваемом варианте (рис. 3.1) ферросплавные печи РКО-7,5 снабжены тремя независимыми механизмами перемещения электродов канатного типа с пружинно-пневматическими зажимными устройствами. Электрододержатель состоит из цилиндрической стойки 1, рукава 2 с медным токоподводом 9, перемещающейся в напрявляющих роликах 5 шахты 3. Перемещение электрододержателя осуществляется с помощью лебедки 4, подъемного блока 6 и уравнительного 7. Масса подвижных частей частично уравновешивается противовесом 8, связанным со всей системой блоков стальным канатом.

Привод состоит из электродвигателя, червячного редуктора и канатного полипаста. Механизм зажима электрода 10 пружинно-пневматического типа. Освобождение электрода осуществляется пневмоцилиндром. Токоподвод соединен с трансформатором гибкими пакетами.

Процесс перепуска электрода осуществляется следующим образом. На подъемный крюк мостового загрузочного крана печного пролета цепляются крючки на тросу, тросы крепятся на общее кольцо. Плавильщик управляя действиями кранового машиниста, зацепляет этими крючками электрод. Зацепление производится за ребра жесткости, наваренные внутри кожуха самообжигающегося электрода. После того, как зацепление произведено, подается сжатый воздух в пневмоцилиндр, посредством которого происходит отжатие электрода. Затем, с выносного пульта управления ходом электрода, производится поднятие электрододержателя относительно самого электрода на высоту 300-400 мм. После чего электрод опять зажимают, стравливая воздух из пневмоцилиндра.

Сразу за процедурой перепуска электрода, печь включается в работу по особому графику коксования электродной массы:

- 20 минут - 50А;

- 20 минут - 100А;

20 минут - 150 А;

в течении 20 минут выходят на номинальную нагрузку в 300-340 А.

Наращивание электродов производится вручную. При помощи крана новая секция кожуха устанавливается на электрод и дежурный слесарь электросваркой сваривает их. После чего осуществляется досыпка очередной порции электродной массы и прошуровка массы засыпанной ранее для избежания ее зависания и как следствия, отгара электрода.

3.2 Разливочная машина карусельного типа

Разливочная машина карусельного типа предназначена для разливки марганцевых ферросплавов.

Режим работы - циклический. Средняя периодичность и продолжительность циклов приведены в таблице 3.1.

Таблица 3.1

Операция разливки, двадцать циклов

Циклы	1	2	3	……..	20
	15 мин	30 мин	15 мин	30 мин	15 мин	30 мин	15 мин	30 мин	15 мин	30 мин
подготовка к разливке	5т разливка	смена ковшей	5т		5т		5т		5т

Технические характеристики разливочной машины карусельного типа приведены в таблице 3.2.

Таблица 3.2

Технические характеристики разливочной маш...