Проектирование цеха для производства феррохрома Бекжанов МТ -402


Введение
Ферросплавы – сплавы железа с другими элементами (Cr, Si, Mn, Ti и др.), применяемые главным образом для раскисления и легирования стали (напр., феррохром, ферросилиций). К ферросплавам условно относят также некоторые сплавы, содержащие железо лишь в виде примесей (силикокальций, силикомарганец и др.), и некоторые металлы и неметаллы (Mn, Cr, Si) с минимальным содержанием примесей. Получают из руд или концентратов в электропечах или плавильных шахтах (горнах).
Ферросплавы используются в разных областях металлургии, причем спектр их применения очень широк. Такие ферросплавы, как феррохром или ферросилиций используют для легирования и раскисления стали. Благодаря этому свойства и качества металлов улучшаются: они становятся более износостойкими и устойчивыми к серьезным нагрузкам. В зависимости от того, какой ферросплав используется, металл получает определенные, требуемые в определенном проекте, свойства.
Часто в конкретных проектах инженерами указывается, какой именно ферросплав должен быть использован. То, свойства, которыми будет обладать металл, зависит от исходного сырья ферросплава, механизма введения его в сталь и способа выплавки. Широкое использование ферросплавов в металлургии и объясняется их более выгодными характеристиками по сравнению с чистыми металлами.
Металл при использовании ферросплавов плавится при более низких температурах и в нем сохраняется ведущий элемент. Во время плавления металла с ферросплавами требуется более низкий температурный режим, чем при плавлении металла в чистом виде. А это значит, что при использовании ферросплавов требуются гораздо меньшие энергетические затраты – работа с металлом становится более экономичной и выгодной.
1 Технология производства феррохрома
Ферросплавы получают восстановлением окислов соответствующих металлов. Для получения любого сплава необходимо выбрать подходящий восстановитель и создать условия, обеспечивающие высокое извлечение ценного (ведущего) элемента из перерабатываемого сырья. Восстановителем может служить элемент, обладающий более высоким химическим сродством к кислороду, чем элемент, который необходимо восстановить из оксида. Иначе говоря, восстановителем может быть элемент, образующий более химически прочный оксид, чем восстанавливаемый элемент. Восстановительные процессы облегчаются, если они проходят в присутствии железа или его оксидов. Растворяя восстановленный элемент или образуя с ним химическое соединение, железо уменьшает его активность, выводит его из зоны реакции, препятствует обратной реакции - окислению.
Из всех легирующих элементов в сталях наибольшее применение находит хром. Для выплавки углеродистого феррохрома применяют хромовые руды в основном Донского месторождения, которое находится в Казахстане.
Производство феррохрома можно разделить на три вида:
-феррохром низкоуглеродистый, содержащий углерод до 0,5 %;
-феррохром среднеуглеродистый, содержащий углерод от 0,5 до 4,0 %;
-феррохром высокоуглеродистый, содержащий углерод от 4,0 до 9,0 %.
Феррохром получают при восстановлении достаточно богатых (с высоким содержанием оксида хрома и высоким отношением оксид хрома/оксид железа) хромитовых руд (или концентратов) углеродистым восстановителем (обычно кокс).
Технологический процесс выплавки феррохрома низкоуглеродистого складывается из восстановления оксидов хрома и железа хромовой руды кремнием ферросиликохрома по реакциям:
2 Cr2O3 + 3Si = 4Cr + 3SiO2,
2FeO + Si = 2Fe + SiO2.
Процесс флюсовый. Шихта, применяемая для выплавки низкоуглеродистого феррохрома: хромовая руда, известь, ферросиликохром. Ферросиликохром дробится, руда и известь подаются без подготовки. Шихта подается в печные бункера, откуда по труботечкам поступает в печи. После проплавления шихты из печи выпускают шлак и металл. Разливка металла производится в чугунные изложницы. Шлак в ковшах вывозится в цех сепарации шлаков.
Производство среднеуглеродистого феррохрома аналогична производству низкоуглеродистого феррохрома, но сплав содержит повышенное содержание углерода. Увеличение содержания углерода в сплаве производится введением в шихту передельного (высокоуглеродистого) феррохрома. Состав шихты: хромовая руда, известь, ферросиликохром, передельный феррохром.
Производство высокоуглеродистого феррохрома. При выплавке углеродистого феррохрома происходит восстановление железа и хрома из оксидов в руде углеродом восстановителей по реакциям:
3(FеО·Сr2O3) + 3С = ЗFе + ЗСr2O3 + 3СО,
Cr7O2 + 5С = Сr7С3 + 2СО.
Выплавка углеродистого феррохрома является шлаковым процессом. Состав шихты при выплавке высокоуглеродистого феррохрома: хромовая руда, восстановитель (кокс, каменный уголь), кварцит.
Температурный режим выплавки высокоуглеродистого феррохрома определяется температурой плавления шлака, так как прогреть сплав, увеличивая выдержку его в печи, в условиях плавки под закрытым колошником не представляется возможным. Температура плавления высокоуглеродистого феррохрома, содержащего 65 %–70 % Сr и 6 %–8 % С, составляет 1550 ºС, поэтому шлак должен иметь температуру плавления около 1650 ºС.
Основными минералогическими составляющими шлаков являются стекло переменного состава, форстерит (2MgO·SiO2) и алюмомагнезиальная шпинель (MgO–Al2O3), возможны кордиерит (2MgO–2Al2O3·5SiO2), муллит (3Al2O3–2SiO2) и др. Потери хрома в шлаке возрастают с увеличением количества остаточного хромшпинелида и повышением отношения MgO/Al2O3. При увеличении содержания оксида хрома повышается температура кристаллизации шлаков и увеличивается их вязкость вследствие образования шпинели MgO(Cr,Al)2O3. Повышение количества оксида магния в шлаке вызывает увеличение вязкости и температуры плавления шлака, приводит к затруднениям при выпуске вязкого шлака. При работе на высокомагнезиальных рудах целесообразно увеличивать содержание SiO2 в шлаках, что позволит расширить температурный интервал их текучести, повысить степень извлечения хрома и снизить концентрацию углерода в металле.
Состав шлака подбирают, используя различные руды; в качестве флюса используют кварцит, шлак от производства ферросиликохрома, реже – бокситы, бой катодных блоков алюминиевых электролизеров. Кратность шлаков составляет 0,8–1,3, доля шлакообразующих оксидов из хромовых руд достигает 90 %.
В качестве восстановителя при плавке используют кокс, полукокс, газовый уголь. Целесообразно в шихту вводить отходы графитизации электродных заводов, содержащие значительное количество карбида кремния.
Для производства высокоуглеродистого феррохрома используют кусковые руды, для передельного – смесь кусковых и порошковых руд. При производстве чардж-хрома используют низкосортное хромовое сырье. Иногда в шихте используют богатый (27 %–32 % Сr2O3) шлак, получаемый при бесфлюсовом производстве среднеуглеродистого феррохрома, или конвертерный шлак.
Для снижения содержания серы в сплаве по возможности повышают содержание углерода в нем, уменьшают количество крупнокусковой руды в шихте и увеличивают количество богатого шлака от бесфлюсового производства среднеуглеродистого феррохрома. Иногда для тех же целей в шихту вводят некоторое количество марганцевой руды или ферромарганца.
Необходима тщательная подготовка шихты к плавке. Закрытые печи должны работать на усредненных по гранулометрическому и химическому составу хромовых рудах и на коксике с постоянной влажностью (4 %–6 %). Количество кускового или окускованного хромового сырья должно быть более 80 %. При большем количестве мелочи нарушается газопроницаемость шихты и расстраивается ход плавки.
В последнее время в связи с истощением запасов богатых кусковых хромовых руд и увеличением мощности печей приобрело важное значение окускование рудной мелочи, предварительное восстановление и нагрев шихты. При обогащении бедных хромовых руд часто получают весьма мелкий концентрат, который перед плавкой окусковывают с помощью агломерации, брикетирования или окатывания.
Выплавку высокоуглеродистого феррохрома ведут в открытых и закрытых печах мощностью до 115 МВА. Печи футеруют магнезиальным кирпичом, так как использование углеродных блоков привело бы к чрезмерному науглероживанию сплава. Расход электроэнергии на проплавление 1 т. рудной части шихты составляет 5950 МДж (1650 кВт·ч).
При содержании углерода в сплаве выше 7,5% получаемые слитки весьма пористы, легко крошатся. Это затрудняет их транспортировку и приводит к возрастанию потерь хрома при легировании. Пористость слитков уменьшается при снижении доли углерода в разливаемом феррохроме.
Феррохром применяется для легирования многих марок стали. Трудность получения феррохрома и его себестоимость возрастают с уменьшением в нем содержания углерода. Однако при выплавке ряда марок стали (нержавеющие, кислотоупорные и др.) феррохром должен быть с низким содержанием углерода. Кроме того, при выплавке ряда марок стали должно быть ограничено содержание кремния.
Для более полного протекания процесса восстановления расплав переливают несколько раз из ковша в ковш. Уловленная пыль используется при получении рудоизвесткового расплава. При получении феррохрома смешением расплавов создаются более благоприятные условия для удаления углерода, вносимого жидким ферросиликохромом, чем при обычном силикотермическом процессе в печи, благодаря более высокой температуре процесса и большей активности кислорода вследствие более низкой концентрации кремнезема в расплаве.
2 Расчет оборудования цеха для сплава ФХ–800
Цех состоит из основного, т.е. базового оборудования, ферросплавных печей выплавляющих сплав, разливочного и шлакового пролетов. Также имеется вспомогательное оборудование и вспомогательные цеха, такие как ЦПШ, цех подготовки шихты, Д.О., дозировочное отделение, оборудование разливочного пролета.
2.1 Расчет производительности цеха
Цех №6 АЗФ, печь РКЗ63 МВА, который состоит из 4 печей. Марка сплава ФХ-800.
Таблица 2.1 – Первичные данные для расчета цеха и его оборудования
Мощность выбираемой электропечи P=63 МВА
Удельный расход электрической энергии W=7000 кВт·ч/т
cos φ=0,96
К1=0,90
К2=0,97
К3=0,99
Хром руда, кг 2000
Коксик, кг 460
Шлак силикохрома, кг 35
Производим расчет производительности электропечи Пп, тыс. т/г по данной формуле
Пп=353⋅Р⋅cosφ⋅К1⋅К2⋅К3⋅24W,где Р – мощность нашего трансформатора, МВА;
cosφ – коэффициент мощности нашего трансформатора, (таблица 2.3);
24 – количество часов в одних сутках;
353 – количество номинальных рабочих суток в одном году, (таблица 2.20);
W – расход электроэнергии на 1 т феррохромного сплава, кВт∙ч/т;
К1, К2, К3 – коэффициенты для расчета производительности рудовосстановительных электропечей, (таблица 2.3).
Пгод=353⋅63⋅0,96⋅0,9⋅0,97⋅0,99⋅247000=63,26 тыс.т/год.Годовой объем цеха Пц.год, т/год рассчитываем по следующей формуле
Пц.год=Пп⋅Пкол.п,
где Пп – производительность нашей электропечи;
Пкол.п – количество печей в цехе.
Пц.год=63,26⋅4=253,05 тыс.т/год.
Определим производительность цеха за одни сутки Псут.ц, т/сутПсут.ц=Пц.год353=253051353=716 т/сут.
Производительность печи за одни сутки составит
Пп.сут=Псут.ц4 = 7164=179 т/сут.
Отсюда получаем, что производительность цеха за 1 год составляет 272520 т. в год, а производительность цеха за одни сутки – 772 т/сут.
2.2 Расчет оборудования и объёма неготовых материалов в цехе
Рассчитав состав шихты для нашего сплава, занесём данные в таблицу 2.2
Рассчитаем объём сырых неподготовленных материалов по следующей формуле
Va=Псут⋅ПА⋅n⋅kγA⋅η,где VА – объем для нашего материала, м3;
П сут. – суточная производительность всего цеха, т;
ПА – удельный расход материалов на одну тонну сплава, т;
n – норма запаса хранения шихты, в сутках;
k – коэффициент потерь материала при дроблении и рассеве на грохотах, k = 1,0÷1,3;
γА – насыпная масса нашего материала, т/м3;
– коэффициент заполнения всех бункеров, = 1,1÷1,2.
Vхр.р=716⋅1,9⋅60⋅12,4⋅1,1=30918 м3.Vкоксик=716⋅0,43⋅20⋅10,5⋅1,1=11195 м3.Складываем объём всех шихтовых материалов и получаем
Vобщ.=Vхр.р+Vкоксик=30918+11195=42113 м3 .
После этого принимаем длину закромов равную H=5 м, тогда площадь закромов составит
Sз=Vобщ.5=421135=8422 м3.Рассчитываем площадь шихтового двора по следующей формуле
Sш.д.=Sз0,75,где 0,75 – коэффициент для определения шихтового двора.
Sш.д.=84220,75=11230 м3.Определим длину склада по формуле
L=Sш.д.B,где B – ширина склада, которая равна 60 м.
L=1123060=187,1 м.2.3 Расчёт количества дробилок в цехе
Для рудных материалов используются щековые дробилки. Их производительность можно выбрать в таблице 2.17.
Рассчитываем количество дробилок по следующей формуле
N=Псут⋅ПA24⋅γA⋅20⋅0,8 ,где Псут – производительность цеха за одни сутки, т;
ПА – удельный расход материалов на 1 т сплава, т;
А – насыпной вес материала;
0,8 – коэффициент использования дробилки, принятая величина.
N=716⋅1,924⋅2,4⋅20⋅0,8=2 шт.Принимаем одну дробилку производительностью 62 м3.
Дробить коксик не нужно, потому что он поступает на завод фракциями 5–25 мм. Отсев фракции – 5 мм производится на инерционных грохотах ГИЛ-52 у которых производительность 25 м3/ч .
Число операций за сутки при переработке каждого материала рассчитаем по формуле
Z=П⋅n⋅kγA⋅Vгр.⋅η ,где П – расход материалов за 1 сутки т/сут;
n – коэффициент количества перегрузок для грейфера, n = 1,15÷2,00;
k – коэффициент неравномерности работы цеха, k = 1,2;
Vгр. – объем грейфера, м3 (таблица 2.5);
– коэффициент заполнения грейфера.
Zхр.р=716⋅2⋅1,22,4⋅10⋅1,1=65,09Zкоксик=716⋅2⋅1,20,5⋅10⋅1,1=312,43Сумма всех операций за сутки составит
ΣZ=Z1+Z2+Z3…Zi=65,09+312,43=377,52.Таблица 2.2 – Расчет объема закромов
Сплав, шихтовые материалы,
Расход электроэнергии на 1 т.сплава, кВт∙час/тонну
Год.производительность,
тыс.тоннСут.производительность цеха, т. Расход материалов, ПА,тНорма запаса хранения, сут, n Насыпная масса материалов, YА, т/м3 Коэффициент заполнения, η Коэффициент потерь материалов, к Объем для материалов, м3
ФХ-800 272 716 Хромовая руда 1,9 60 2,4 1,1 1 30918
Коксик0,43 20 0,5 1,1 1 11195
Эл.энергия, кВт∙ч/т 7000 Таблица 2.3 – Коэффициенты для расчета производительности рудовосстановительных и рафинировочных электропечей
Вид сплава W, МВА Тип печи сos φ К1 К2 К3
Феррохром (н/у) 5–6 Открытая рафинировочная 0,96 0,9 0,97 0,99
Таблица 2.4 – Коэффициенты для расчета оборудования цеха
Наименование материалов Коэффициент количества перегрузок грейфера
Марганцевая руда 2,3
Марганцевый концентрат 2,7
Хромовый концентрат 2,4
Хромовая руда 2,8
Кварцит 1,16
Флюсующие (известняк, доломит) 0,58
Кокс 0,65
Железная стружка 0,80
Рассчитываем количество кранов
Nk=ΣZ⋅τ1440⋅0,8 ,где ΣZ – количество операций;
τ – занятость кранов на всех операциях, τ=2,5;
1440 – количество минут в одних сутках;
0,8 – коэффициент заполнения грейфера;
Nk=407,05⋅2,51440∙0,8=1Принимаем один кран грузоподъёмностью 30т.
2.4 Вычисление дозировочного отделения в цехе

Из склада шихты подаём подготовленные шихтовые материалы в дозировочное отделение. У каждого компонента есть свой бункер, дозатор находится под ним. Определим объём бункера по следующей формуле
VA=Псут⋅QA⋅nA’⋅kγA⋅η,где nA’ – норма запасов шихты, nA’= 2 суток;
η – коэффициент заполнения шихтовых материалов, η=1,2;
γА – насыпная масса материала, т/м3;
k – коэффициент потерь при рассеивании и дроблении.
Vхр.р=716⋅1,9⋅2⋅12,4⋅1,2=944,72,
Vкоксик=716⋅0,43⋅2⋅10,5⋅1,1=1119,56.
Находим общую сумму объёмов всех бункеров V по следующей формуле
V=Z1+Z2+Z3…Zi= 944,72+1119,56=2064,28 м3.Находим количество бункеров, данные берём с таблицы 2.6
NS=ΣVVб=2064,28120=17,2 шт.Принимаем количество бункеров равным 20.
Время заполнения печных карманов , рассчитываем по формуле
=Vбn ,где Vб – объем бункера;
n – производительность всех дозаторов, м3 / час.
=120100=1,2 ч.Таблица 2.5 – Характеристика кранового оборудования шихтового хозяйства
Характеристика кранов Мощность печи, МВА
Грузоподъемность, т Объем грейфера, м3 1,2 5 16,5 25 33 63
10 15 ФМн (с/у)
ФХ(с/у), (н/у) ФМн (с/у)
ФХ(с/у)
(н/у) ФСХ,ФХ,
ФМн,МнС– – –
10 2 ФС ФС – –
15 3,1 ФМн (с/у)
ФХ(с/у)(н/у) ФМн (с/у)
ФХ(с/у) ФСХ,ФХ,
ФМн,МнС,
ФС ФСХ,ФХ,
ФМн,МнС,
ФС ФСХ,
ФХ(у) –
Вычислим продолжительность работы печи при одной загрузке
Т1=Vб⋅24Vсут=120⋅24716=4 ч,Интервал подъема Т1, рассчитываем исходя из формулы
Т1= Т – =4 – 1,2=2,8 ч.
Рассчитываем количество включений
N=24T ,где 24 – количество часов в одних сутках, час;
Т – продолжительность работы печи, час.
N=244=6Количество затраченного времени на работы дозаторов ферросплавных цехов АЗФ на одну печь Tобщ., час
Tобщ=Т1⋅N=2,8⋅6=16,8 ч.Таблица 2.6 – Количество бункеров и тип дозаторов ферросплавных цехов АЗФ
Ферросплавный цех Количество бункеров на одну печь Количество печных бункеров на одну печь Количество дозировочных отделении Тип дозаторов
Цех № 1 18 16 3 ДН-63-1
Цех № 6 12 22 2 ДН-100-1
Цех № 4 8 шт.
6 шт на печах № 45–47 14 бункеров и на печах № 41, 42 по 12 бункеров 8 ДН-32-1
Цех № 2 ДН-32-1
2.5 Расчет оборудования разливочного пролета
Разливочный пролет нужен для приема металла, слива шлака, чистки, сушки, ремонта и подготовки ковшей. Разливка металла производится на разливочных машинах конвейерного типа длиной 40 и 70 м. Машины расположены так, что сливной желоб и гидравлические кантователи располагаются в разливочном пролете, а приводная станция машины с выдачей металла в СГП. Подъемно-транспортные операции в разливочном пролете осуществляется четырьмя – пятью электромостовыми кранами. С обеих сторон в разливочном пролете проходят железнодорожные и автомобильные въезды для завоза в цех электродной массы, кожухов, электродов, стального прута, для вывоза шлака и других операций.
Выплавленный в печах сплав выпускается в ковш, который обложен тремя рядами шамотного кирпича.
Расчет количества ковшей ведется по формуле
N=Z⋅Tил24+Z⋅Тр24⋅m+1 ,где Z – число выпусков в сутки, Z= 9-12 ;
Тил. – загруженность ковша на 1 плавку, Тил = 5 мин;
Тр – время ремонта ковшей, Тр = 12 час;
m – стойкость футеровки ковшей, m = 24 часа.
N=10⋅524+10⋅1224⋅24+1=2,1+0,2+1=3,3Рассчитываем количество ковшей по следующей формуле
8⋅10=80
Находим количество ям, которые нужны для ремонта ковша
n=Z⋅Tил⋅km⋅24⋅η,где Z – число выпусков в сутки;
Тил – время футеровки ковша, Тил = 16 час;
k – коэффициент запаса, k = 1÷1,3;
m – стойкость футеровки ковша , m=24 часа;
– коэффициент использования ковша, =0,3÷0,5.
n=10⋅16⋅1,224⋅24⋅0,5=8,33Принимаем девять ям для ремонта ковшей.
2.5.1 Расчет емкости ковша. Рассчитываем ёмкость ковша по следующей формуле
Vk=V⋅kγ ,где V – масса сплава за один выпуск, т;
– плотность жидкого металла, принимается около 0,9–0,92∙тв, т/м3;
k – коэффициент неравномерности заполнения ковша, k = 1,1÷1,2 .Vk=16⋅1,20,9=21,3 м3.Вычисляем объём нашего сплава Vспл., м3
Vспл.=GсутZ⋅1,2 ,где Gсут – суточная производительность печи, т/сут;
Z – выпуски в сутки;
k – коэффициент, учитывающий неравномерность массы металла на выпуске, k = 1,1÷1,2.
Vспл.=19310⋅1,2=16 м3.Таблица 2.7 – Плотность расплавов
Расплав Плотность, т/м3
ФХ-600, 650 6,6
ФХ-800, 900 6,8
Таблица 2.8 – Число выпусков в сутки при выплавке ферросплавов
Вид сплава Число выпусков, сутФерросилиций 12-15
Углеродистый ферромарганец 15-18
Силикомарганец12-15
Углеродистый феррохром 9-12
Таблица 2.9 – Грузоподъемность кранов разливочного пролета
Мощность печи, МВ∙А 16,5 24 33 48 63
Грузоподъемность, т 30/5 50/10 75/15 125/30 125/30
2.5.2 Рассчитываем количество кранов в разливочном пролете. Количество кранов определяется по формуле
N=Z⋅T⋅k1440⋅η ,где Z – количество операций в сутки;
Т – задолженность крана при разливке, Т = 4÷6;
k – неучтенные операции, k = 1,2;
– коэффициент загрузки крана, = 07÷1,0.
Количество операций в сутки: -снятие ковша с телеги 24
-установка ковша на машину 24
-подача ковша на стенд очистки 24
-подача ковша с очистки на телегу 24
Всего: 96
N=528⋅5⋅1,21440⋅1=3 шт.Определим грузоподъемность нашего крана по формуле
П = Vk⋅η⋅γ+Мк ,где Vк – объем ковша, м3;
– плотность жидкого металла т/м3 ; – коэффициент заполнения ковша, = 5,5÷7,0;
Мк – масса ковша, т.
П=5⋅0,6⋅6,8+25= 65,8 т.
Принимаем кран грузоподъёмностью 50т.
Таблица 2.10 – Количество операций
Определение количества операции Кол-во
Снятие ковша с телеги 36
Подача ковша с машины на стенд очистки 36
Подача ковша в ремонт, сушку 8
Подача ковша со стенда очистки в телегу 36
Разгрузка банок, прутьев, электродной массы 124
Снятие шлаковен с телеги 72
Подача ковша на разливочную машину 36
Слив остаточного шлака из ковша 36
Подача шлаковен на телегу 72
Погрузка шлаковых чаш на шлаковозы72
Всего: 528
Таблица 2.11 – Характеристика разливочных ковшей цехов АЗФ
Ферросплавный цех Объем ковшей, м3 Масса ковшей, т
Цех № 2 5 17–20
2.5.3 Рассчитаем количество шлаковых чаш и их ёмкость. Определим массу конечного шлака, т/м3 по формуле
Мшл. = Мк·ζ ,где ζ – кратность шлака.
Мшл=25⋅1=25 т.
Находим емкость шлаковых чаш по следующей формуле
Vшл=V⋅kγ ,где V – масса шлака за один выпуск, т;
γ – наливной вес шлака, т/м3;
k – коэффициент неравномерности заполнения ковша, k = 1,2.
Vшл=5⋅1,22,5=2,4 м3.Принимаем ёмкость шлаковой чаши 3 м3.
Таблица 2.12 – Кратность конечного шлака
Наименование сплава Кратность шлака (отношение массы металла к массе шлака)
Ферросилиций 0,05–0,1 (бесшлаковый процесс)
Углеродистый ферромарганец 1,2–1,6 (флюсовый способ)
Силикомарганец1,1–1,3
Углеродистый феррохром 0,9–1,1
Передельный феррохром 0,9–1,1
Рафинированный феррохром 2,5–3,2
Силикокальций0,2–0,4

После полученных данных производим расчёт количества шлаковых чаш и ковшей
N=Z∙Tпл24+Z∙Tp24∙m , где Z – число выпусков в сутки;
Тпл – задолженность на одну плавку, Тпл = 4–5 часов;
Тр – время остывания ковша, Тр = 8 часов;
m – стойкость ковша, m= 24 часа.
N=10⋅524+10⋅824⋅24+1=4Срок службы ковшей и шлаковых чаш составляет примерно 1,5–2 года, за это время они используется примерно 1500 раз.
Принимаем четыре промежуточных ковша на одну печь. Принимаем по четыре шлаковые чаши на каждую печь.
2.5.4 Расчет количества разливочных машин в разливочном пролете. Для разливки полученных сплавов применяют специальные разливочные машины, для удобства и облегчения условий труда, по разливке повышается производительность.
Машина представляет собой цепной конвейер, к звеньям которого прикреплены изложницы. Внутренняя поверхность изложниц перед заливкой опрыскивается известковым раствором, который препятствует прилипанию металла к стенкам изложниц.
Слитки опрыскивают водой для охлаждения, что ухудшает качество слитков, поэтому их охлаждение лучше начинать спустя некоторое время, когда на поверхности начинает образовываться твердая корка.
Остывшие слитки по цепи конвейера поступают в СГП. Если изложница хорошо покрыта известью, то слиток свободно скатывается в установленные под ним банки.
Рассчитаем количество машин по следующей формуле
Z=n∙k∙Tg∙∙24 ,где n – количество выпусков за одни сутки;
k – коэффициент неравномерности работы печей цеха, k = 1,2;
Т – задолженность машины на один ковш, Т = 60 мин;
g – производительность машины, т/ час (таблица 2.15);
– коэффициент использования разливочной машины, = 0,50,7.
Z=10⋅1,2⋅6057⋅0,5⋅24=2Рассчитаем производительность разливочной машины g, т/ час
g=tkp∙P∙VL ,где P – вес слитка (чушки), P = 0,035÷0,05 т;
tкр – затраты времени крана на обработку одного выпуска, мин, tкр = 40–60;
V – скорость ленты, м/мин;
L – шаг цепи, L= 0,4÷0,6 м.
g=50⋅0,05⋅4,980,5=24,9 т/час.Рассчитываем время разливки одного выпуска с учётом сбрасывания металла с ленты по формуле
Tразл=Q∙60g+LV ,
где Q – вес сплава одного выпуска, т;
L – длина ленты, (принимаем 40 м или 70 м).
Тразл=17,6⋅0,19324,9+404,98=50,4 мин.2.6 Расчет склада готовой продукции
При расчете необходимо учитывать, сколько часов в сутки цехом будет производится выпусков сплава.
Также следует учесть насыпной вес сплава, т/м3, вес одного выпуска с учетом неравномерности работы цеха составит, м3.2.6.1 Рассчитаем количество кранов в СГП
Таблица 2.13 – Количество операций
Наименование операции Количество операции
Снятие коробов с телеги 120
Обратная операция 120
Загрузка ГП в дробилку 120
Обратная операция 120
Взвешивание коробов 120
Загрузка в вагоны 120
Всего: 720
Рассчитаем количество кранов по формуле
N=Z⋅T⋅k1440⋅ ,где Z – количество операций за одни сутки выполняемых в СГП;
Т – задолженность крана, (48 мин);
k – неучтенные операции, k = 1,2÷1,3;
– коэффициент загрузки крана, = 0,8.
N=720⋅4,8⋅1,21440⋅0,8=3,6Рассчитываем грузоподъёмность кранов по формуле
n=Vk⋅ ⋅+Мк,
где Vк – объем короба, Vк = 5,0÷6,0 м3;
– коэффициент заполнения короба, = 0,3;
– плотность металла, т/м3;
Mк – масса короба, Mк = 2,5 т.
n=5⋅0,3⋅6,8⋅2,5=25,5 м.
Вычисление количества дробилок в СГП
N=Q∙Р∙ ,где Q – производительность цеха, т/сут;
– плотность металла, т/м3;
Р – производительность дробилки, м3/ ч;
– коэффициент использования оборудования, = 0,8.
N=7166,8⋅62⋅0,8=2,12Принимаем в СГП 3 дробилки.
Таблица 2.14 – Нормы хранения шихтовых материалов, отходов и попутных материалов на складах ферросплавных цехов
Шихтовые материалы Нормы хранения, сутки
Руда хромовая 60
Концентрат марганцевый 30
Марганцевая руда 30
Агломерат неофлюсованный:
- при изготовлении на заводе;
- при поставке извне 10
30
Кварцит, коксовый орешек, полукокс, стружка стальная, известняк при поставках на расстояние:
- не более 200 км;
- более 200 км 15
15–30
Доломит 15
Железная руда, оксид хрома, алюминий в чушках, уголь древесный, уголь каменный, плавиковый шпат 30
Известь при изготовлении на заводе 1–2
Пек каменноугольный, антрацит, кокс пековый 15–30
Таблица 2.15 – Техническая характеристика разливочных машин
Показатель Длина машины, м
40 70
Скорость движения ленты, м/с 0,083; 0,041;
0,031; 0,02 0,054; 0,083; 0,18
Масса слитка при разливке, кг
-75% ферросилиция
-ферромарганца углеродистого
-Силикомарганца-Феррохрома углеродистого 35
45
45
80 –
80/80
64

Производительность, т/ч при разливке
-75%-го ферросилиция
-Ферромарганца углеродистого
-Силикомарганца-Феррохрома углеродистого 19,2
68

57 14
60
48

Расход воды на охлаждение мульд, м3/ч 130 162
Число изложниц в цепи, шт2×210 726
Масса машины с чугунными изложницами, т 207,8 504,0
Таблица 2.16 – Плотность и насыпная масса шихтовых материалов и огнеупоров для ферросплавного производства
Материал Содержание
основного элемента, % Плотность, кг/м3 Насыпная масса 1м3 материала, кг Примечание
Кремнийсодержащие материалы
Кварцит 99–98 SiO2 2350–2650 1600 50–100 ммМелочь кварцитовая 96–98 SiO2 2350–2650 1400 0–40 ммРуда хромовая 45–53 Cr2O3 – 2400–2750 0–50 ммКонцентрат хромовый – – 2300 0,1–0,5 ммОксид хрома – – 1500 –
Тур
- 1 сорт;
- 2 сорт 42–43 Mn36–38 Mn–
– 1800–2100
1730 –

Стружка стальная 95 Fe 7800 1500–1800 –
Окалина 70 Fe 7800 1900–2000 –
Железная руда 46–58 Fe – 2000–2800 –
Агломерат железной руды 49–55 Fe – 1700–2000 –
Углеродсодержащие материалы
Кокс 81,6–87,6 С 1400 450–500 Кусковой
Кокс – орешек 81,6–87,6 С 1400 500–600 10–25мм
Ангарский полукокс 62–75 С 1820 550–570 0–40 ммАнтрацит 93,1–94С – 1050 10–30 ммЭлектродная масса – 1600–1900 700–1000 100–200мм
Флюсы
Известняк 93 СаСО3 2500–2800 1600–1700 Дробленный
Таблица 2.17 – Основные технические данные щековых дробилок
Наименование показателей Тип дробилок
СМД-110 СМ-16Д СМ-741
Масса дробилки, т, не более
Производительность, м3/час
Предел прочности при сжатии, кг/см2
Размеры приемного отверстия, мм
-ширина
-длина
Наибольший размер кусков исходного материала, мм
Ширина выходной щели, мм
-номинальная
-диапазон регулирования, не менее
Габаритные размеры, мм
-длина
-ширина
- высота 21
62
3000
600
900
500
100
± 25
3000
2500
2600 20
55
2500
600
900
500
100
± 25
2700
2500
2600 12
25
2500
400
900
340
60
±20–30
2200
2600
2200
Таблица 2.18 – Основные технические данные четырех валковых дробилкНаименование показателей Числовые значения
Масса дробилки, т
Габаритные размеры, мм
- длина
- ширина
- высота
Производительность, м3/час
Размеры валков, мм
- диаметр
- длина
Наибольший размер загружаемых кусков при наименьшей щели, мм
Пределы регулирования щели, мм
- верхние валки
- нижние валки
Частота вращения валков, об/мин (пред. окл. ±20%)
- верхние валки
- нижние валки
Сила давления на 1см длины валка, кгс 31
4500
3400
3700
12
900
700
40
10–40
2–10
115
180
350
Таблица 2.19 – Основные технические данные вибрационных грохотов
Показатели Численные значения
ГИТ-32 ГИТ-42 ГИТ-32Н ГИТ-42Н ГИТ-52 ГИЛ-52
Просеивающая поверхность, мм
- ширина
- длина
Число ярусов, сит
Допустимый размер кусков, мм
Угол наклона короба, град.
Габаритные размеры, мм
- длина
- ширина
- высота
Масса грохота, т 1250
2500
2
300
10–30
4000
2500
2700
3,6 1500
3000
2
200
20–25
4400
2500
3700
4,7 1250
2500
2
300
10-30
4500
2500
3530
3,21 1500
3000
2
200
10–30
4500
2500
3530
3,84 1750
3000
2
400
15–30
5200
3000
4200
7,61 1750
4500
2
300
10–25
5050
2550
1300
3,5
Таблица 2.20 – Нормативы номинального времени ферросплавных печей
Вид сплава Номинальная мощность трансформатора, МВА Режим работы печи Число номинальных суток работы в году
Ферросилиций, %:
45–65
75
75–90 33–63
16,5–33
16,5–33 Закрытый
Закрытый
открытый 350
350–345
355
Феррохром в/у и передельный16,5–33 закрытый 355–350
Ферросиликохром16,5–33 закрытый 355–350
Феррохром с/у и н/у 3,5–6 открытый 355
Ферромарганец в/у 16,5–63 закрытый 343
Силикомарганец:
СМн-12-22 16,5–63 закрытый 343
ПередельныйСМн-25 5–10,5 открытый 355
Ферромарганец с/у 3,5–5,0 открытый 350
Силикокальций:
-углеродотермический-силикотермический 16,5
3,5–5,0 Открытый
То же 355
355
Таблица 2.21 – Расход материалов и электроэнергии при производстве углеродистого и передельного феррохрома (на 1 базовую тонну)
Показатели Феррохром передельныйФеррохром углеродистый
Открытая печь Закрытая печь Открытая печь
Расход материалов, кг - хром.руда1920 1900 1920
- коксик400 430 430
- каменный уголь 10 – –
- кварцит 58 – –
- шлак силикохрома– 30 12
- железная стружка – – 57
- шлак (50 % Сr2О3) – – 60
- электродная масса 37 30,7 24,2
Расход электроэнергии, кВт∙ч3385 6500 3340
Извлечение хрома, % 91,5 89,5 88,7
Заключение
При выполнении курсовой работы был проведён расчёт производительности цеха для производства такого сплава как феррохром марки ФХ-800.
В ходе выполнения курсовой работы была изучена и проанализирована техническая литература по металлургии черных и цветных металлов. Изучены теоретические основы металлургических процессов, определено направление развития и совершенствования технологий и оборудования.
Цена феррохрома зависит от марки. (ФХ001, ФХ002, ФХ003, ФХ005, ФХ006, ФХ010, ФХ015, ФХ025, ФХ100, ФХ850).
Список использованных источников
Шевченко В. Ф. Совершенствование цехов и оборудование ферросплавного производства. М. –Х.: Металлургия, 1997. – 470 с.
Гасик М.И., Лякишев Н.П., Емлин Б.И. Теория и технология производства ферросплавов. М.: Металлургия, 1998. -256 с.
Жунусов А. К. Дипломное проектирование. Методические указания. – Павлодар: Павлодарский университет, 2005. – 58 с.
Поволоцкий Д. Я. Электрометаллургия стали и ферросплавов / Д. Я. Поволоцкий, В. Е. Рощин, Н. В. Мальков. – М. : Металлургия, 1995. – 256 с.
Жунусов А. К. Проектирование и расчет оборудования ферросплавных
Воскобойников В.Г. Общая металлургия / В.А. Кудрин, А.М. Якушев – М.: Академкнига, 2002. – 526 с

Приложенные файлы

  • docx 15356986
    Размер файла: 65 kB Загрузок: 0

Добавить комментарий