Войти в мой кабинет
Регистрация
ГОТОВЫЕ РАБОТЫ / КУРСОВАЯ РАБОТА, МЕТАЛЛУРГИЯ

Разработать проект электросталеплавильного цеха

cool_lady 576 руб. КУПИТЬ ЭТУ РАБОТУ
Страниц: 48 Заказ написания работы может стоить дешевле
Оригинальность: неизвестно После покупки вы можете повысить уникальность этой работы до 80-100% с помощью сервиса
Размещено: 21.01.2021
Целью работы – является проектирование металлургического цеха сталеплавильного с заданной годовой производительностью. Задачами является разработка технологических процессов получения заготовок, и определение количества основного и вспомогательного оборудования, необходимого рабочего времени и потребной рабочей силы, определение необходимых площадей цехов и размещение в них оборудования.
Введение

В третье тысячелетие человечество приходит по прежнему со сталью в качестве основного конструкционного материала. Основным путём быстрого и экономичного повышения производства стали является развитие электрометаллургии. Развитие электрометаллургии позволяет решить другую важную проблему – значительное улучшение качества стали. Особые преимущества производства стали в электрических печах, мало требовательных к качеству шихты и обеспечивающих получение стали любого состава. Улучшение работы электросталеплавильных печей, расширение сортамента выплавляемой в них сталей и понижение её себестоимости вызывает интенсивное развитие электрометаллургии. Электросталеплавильному способу принадлежит ведущая роль, в производстве качественной и высококачественной стали. Благодаря ряду принципиальных особенностей этот способ, как ни один другой приспособлен для получения разнообразного по составу высококачественного металла с низким содержанием серы, фосфора, кислорода и других вредных или нежелательных примесей и высоким содержанием легирующих элементов; хрома, никеля, марганца и др. Преимущества электроплавки по сравнению с другими способами сталеплавильного производства связаны главным образом с использованием для нагрева металла электрической энергии.
Содержание

Введение………………………………………………………………………...…5 1 Общая характеристика металлургического производства…….……………..6 1.1 Черная металлургия…………………………………………………...….6 1.2 Цветная металлургия……………………………………………………...8 1.3 Вакуумная обработка стали в ковше…………………………………….9 2 Расчет оборудования электросталеплавильного цеха………………………14 2.1 Расчет потребности в шихтовых материалах и топливе……………...14 2.2 Основные пролеты сталеплавильного цеха и их характеристика……17 2.3 Выбор емкости бункеров и расчет их количества……………………..19 2.4 Оборудование для подачи чугуна в цех………………………………..22 2.5 Расчет количества миксеров…………………………………………….22 2.6 Планировка и основные размеры миксерного отделения…………….23 2.7 Расчет количества заливочных кранов миксерного отделения………24 2.8 Расчет количества железнодорожных путей в переливном отделении…………………………………………………………………….25 2.9 Расчет количества чугуновозов с заливочным ковшом и рельсовых путей………………………………………………………………………….26 2.10 Основное оборудование электросталеплавильного цеха……………27 2.10.1 Расчет количества мостовых завалочных кранов……………...27 2.10.2 Расчет количества кранов шихтового пролета…………………29 2.10.3 Расчет количества мостовых кранов в распределительном пролете……………………………………………………………………29 3 Описание цеха………………………………………………………………….32 3.1 Конструкция здания электросталеплавильного цеха…………………...33 3.2 Элементы конструкции здания…………………………………………..35 3.2.1 Фундамент, фундаментные балки………………………………..36 3.2.2 Колонны……………………………………………………………37 3.2.3 Стропильные и подстропильные фермы…………………………38 3.2.4 Подкрановые балки………………………………………………..38 3.2.5 Стены, покрытия, ворота………………………………………….38 3.3 Схема снабжения цеха стальным ломом………………………………...39 3.4 Обеспечение цеха сыпучими и ферросплавами………………………...39 3.5 Печной пролет…………………………………………………………….40 3.5.1 Доставка и загрузка металлошихты из ОПЛ…………………….41 3.5.2 Заправка печи………………………………………………………41 3.5.3 Подача к печи электродов и их наращивание…………………...42 3.5.4 Скачивание и уборка шлака………………………………………44 3.5.5 Организация ремонтов печей…………………………………….44 3.6 Пролет внепечной обработки…………………………………………….44 3.7 Раздаточный пролет………………………………………………………45 Заключение………………………………………………………………………48 Список использованной литературы………………………………………..….49
Список литературы

1 Азиков Б.А., Зинуров И.Ю. Механизация работ в электросталеплавильных цехах. – М: Металлургия, 1982. – 136с. 2 Арист Л.М., Щербин А.И. Механизация работ в реконструируемых металлургических цехах. – Киев: Техника, 1987. – 216с. 3 Арист Л.М., Городецкий А.Н. Механизированные средства для перемещения сыпучих материалов в сталеплавильных цехах. – М.: Металлургия, 1984. – 208с. 4 Арист Л.М., Городецкий А.Н., Симонов О.А. Средства комплексной механизации в металлургическом производстве - Киев:Техника. 1981. - 208с.
Отрывок из работы

Общая характеристика металлургического производства Металлургический комплекс включает черную и цветную металлургию, то есть совокупность связанных между собой отраслей и стадий производственного процесса от добычи сырья до выпуска готовой продукции — чёрных и цветных металлов и их сплавов. К чёрным металлам относят железо, марганец, хром. Все остальные – цветные. Черная металлургия Черная металлургия охватывает весь процесс от добычи и подготовки сырья, топлива, вспомогательных материалов до выпуска проката с изделиями дальнейшего передела. Значение черной металлургии заключается в том, что она служит основой развития машиностроения (одна треть производимого металла идет в машиностроение), строительство (1/4 металла идет в строительство). Кроме того, продукция черной металлургии имеет экспортное значение. В состав черной металлургии входят следующие основные под отрасли добыча и обогащение рудного сырья для черной металлургии (железных, марганцевых и хромитовых руд); добыча и обогащение нерудного сырья для черной металлургии (флюсовых известняков, огнеупорных глин и т.п.); производство черных металлов (чугуна, стали, проката, доменных ферросплавов, металлических порошков черных металлов); производство стальных и чугунных труб коксохимическая промышленность (производство кокса, коксового газа и т.п.); вторичная обработка черных металлов (разделка лома и отходов черных металлов). Собственно, металлургическим циклом является производство чугуна, стали проката. Предприятия, выпускающие чугун, сталь и прокат, относятся к металлургическим предприятиям полного цикла. Предприятия без выплавки чугуна относят к так называемой предельной металлургии. Малая металлургия представляет собой выпуск стали и прокатана машиностроительных заводах. Основным типом предприятий черно металлургии являются комбинаты. В размещении черной металлургии полного цикла большую роль играет сырье и топливо, особенно велика роль сочетаний железных руд и коксующихся углей. Особенностью размещения отраслей является их территориальное несовпадение, так как запасы железной руды сосредоточенны, в основном, в европейской части, а топлива – преимущественно в восточных районах России. Комбинаты создают у сырьевых (Урал) или топливных баз (Кузбасс), а иногда между ними (Череповец). При размещении учитывают также обеспечение водой, электроэнергией, природным газом. В России созданы три металлургические базы: Уральская, Центральная и Сибирская. Уральская металлургическая база использует собственную железную руду (главным образом Качканарских месторождений), а также привозную руду Курской магнитной аномалии и отчасти — руду Кустанайских месторождений Казахстана. Уголь привозится из Кузнецкого бассейна и Карагандинского (Казахстан). Крупнейшие заводы полного цикла находятся в городах Магнитогорск, Челябинск, Нижний Тагил и др. Центральная металлургическая база использует железные руды Курской магнитной аномалии, Кольского полуострова и металлолом Центральной России, а также привозной коксующийся уголь из Печорского и Кузнецкого бассейнов, а отчасти – Донбасса (Украина). Крупные заводы полного цикла представлены в городах Череповец, Липецк, Тула, Старый Оскол и др. Сибирская металлургическая база использует железные руды Горной Шории, Абаканского, Ангаро-Илимских месторождений и коксующегося угля Кузбасса. Завод полного цикла представлен производством АО «ЕВРАЗ ЗСМК», расположенным в городе Новокузнецке. Цветная металлургия Цветная металлургия включает добычу, обогащение руд цветных металлов выплавку цветных металлов и их сплавов. Россия обладает мощной цветной металлургией, отличительная черта которой – развитие на основе собственных ресурсов. По физическим свойствами назначению цветные металлы условно можно разделить на тяжелые (медь, свинец, цинк, олово, никель) и легкие (алюминий, титан, магний). На основании этого деления различают металлургию легких металлов и металлургию тяжёлых металлов. На территории России сформировано несколько основных баз цветной металлургии. Различия их в специализации объясняются несхожестью географии лёгких металлов (алюминиевая, титана-магниевая промышленность) и тяжелы металлов (медная, свинцово-цинковая, оловянная, никель-кобальтовая промышленности). Размещение предприятий цветной металлургии зависит от многих экономических и природных условий, особенно от сырьевого фактора. Заметную роль, помимо сырья, играет топливно-энергетический фактор. Производство тяжелых цветных металлов в связи с небольшой потребностью энергии приурочено к районам добычи сырья по запасам, добыче и обогащению медных руд, а также по выплавке меди ведущее место в России занимает Уральский экономический район, на территории которого выделяются Красно уральский, Кировоградский, Среднеуральский, Медногорске комбинаты. Свинцово-цинковая промышленность в целом тяготеет к районам распространения полиметаллических руд. К таким месторождениям относиться Садонское (Северных Кавказ), Салаирское (Западная Сибирь), Нерчинское (Восточная Сибирь) и Дальнегорске (Дальний Восток). Центром Никель-Кобальтовой промышленности являются города: Норильск (Восточная Сибирь), Никель и Мончегорск (Северный экономический район). Для получения легких металлов требуется большое количество энергии. Поэтому сосредоточение предприятий, выплавляющих легкие металлы, у источников дешевой энергии – важнейший принцип их размещения. Сырьем для производства алюминия являются бокситы Северо-Западного района (город Бокситогорск), Урала (город Североуральск), нефелины Кольского полуострова (город Кировск) и юга Сибири (город Горячегорск). Из этого алюминиевого сырья в районах добычи выделяют окись алюминия глинозем. Выплавка из него металлического алюминия требует много электроэнергии. Поэтому алюминиевые заводы строят вблизи крупных электростанций, преимущественно ГЭС (Братской, Красноярской и др.). Титаномагниевая промышленность размещается преимущественно на Урале, как в районах добычи сырья (Березников кий магниевый завод, так и в районах дешёвой энергии (Усть-Каменогорске титаномагниевый завод). Заключительная стадия титаномагниевой металлургии обработка металлов и их сплавов чаще всего размещается в районах потребления готовой продукции. 1.3 Вакуумная обработка стали в ковше Вакуумирование стали в ковше является наиболее простым способом ее внепечной обработки вакуумом. Его осуществляют в установках, состоящих из вакуумной камеры и соединенной с ней вакуум проводами станции вакуумных насосов (рис 9). При выпуске стали, предназначенной для вакуумирования в ковше, необходимо принять меры с целью попадания возможно меньшего количества шлака в ковш. Увеличение толщины слоя шлака в ковше вызывает повышение его гидростатического давления на металл и уменьшает эффект вакуумирования. Желательно, чтобы слой шлака в ковше не превышал 25 мм. Попадания окислительного шлака в ковш с металлом следует вообще избегать, так как в восстановительных условиях вакуумной камеры возможно восстановление фосфора в сталь. а - без принудительного перемешивания, б — с электромагнитным перемешиванием: 1 — ковш с металлом, 2 - вакуумная камера, 3 - крышка вакуумной камеры, 4 - смотровое окно, 5 - люк для раскислителей и легирующих, 6- индуктор Рисунок 9 – Схема установок вакуумирования в ковше Сталеразливочные ковши, в которых производят вакуумную обработку, футеруют обычным шамотным кирпичом. Для вакуумирования стали ковш с металлом устанавливают в вакуумной камере, которую герметически закрывают крышкой. С понижением давления в камере происходит процесс дегазации стали, вызывающий перемешивание металла и шлака выделяющимися пузырьками газа. электросталеплавильный цех печной оборудование При вакуумировании нераскисленной стали происходит удаление и кислорода из металла вследствие взаимодействия его с углеродом с образованием СО. Это оказывает влияние и на эффективность дегазации, так как всплывающие пузырьки СО вызывают возникновение эффекта кипения. Кроме того, пузырьки СО экстрагируют из металла водород, интенсифицируя его удаление. Улучшить результаты вакуумной обработки стали в ковше и обеспечить возможность эффективного вакуумирования больших масс стали можно, применяя принудительное перемешивание металла. В результате перемешивания верхний слой, где и протекают процессы вакуумной обработки, непрерывно сменяется новыми порциями стали, и эффект вакуумирования распространяется на весь объем металла в ковше. При этом создается также возможность вакуумирования нераскисленной стали с последующей присадкой раскислителей в ковш, где они в результате перемешивания равномерно распределяются в объеме металла. Для повышения эффективности вакуумирования в ковше применяют электромагнитное перемешивание и продувку металла инертными газами. Вакуумную обработку стали с электромагнитным перемешиванием ведут на установках, оборудованных индукторами для создания движущегося магнитного потока (рис. 5.16). При вакуумной обработке в ковше с перемешиванием наиболее интенсивно удаляется из металла водород. При остаточном давлении 13-130 Па удаляется 55-75% всего водорода из металла, причем больше водорода удаляется при большем исходном содержании его в металле и при обработке нераскисленной стали. В результате вакуумирования содержание водорода может быть понижено, что делает сталь нечувствительной к образованию флокенов — дефекта, недопустимого в стальных изделиях. Таким образом, вакуумирование устраняет необходимость проведения специальной противофлокенной термической обработки. В процессе вакуумной обработки металл охлаждается. Это вызывает необходимость перегрева стали в печи на 40-70 °С, т.е. нагрева ее до температуры на 150-180 С° выше температуры ликиидус. Для получения очень низкого содержания углерода встали при вакуумировании в ковше разработан способ вакуум-кислородного обезуглероживания. Процесс ведут в ковше, установленном в вакуум-камере. Внутри камера имеет защитную футеровку из шамота, что позволяет вести продувку металла кислородом. В днище ковша устанавливают пористую пробку для продувки аргоном. Продувку кислородом производят через вводимую сверху водоохлаждаемую фурму. Для обеспечения достаточного вакуума в условиях выделения при продувке кислородом значительного количества газов требуются вакуумные насосы повышенной мощности. Ковш со сталью, содержащей 0,3-0,5% углерода, помещают и вакуумную камеру и после создания вакуума, начинают продувку кислородом, поддерживая разрежение на уровне не более 5 кПа и продувая снизу аргоном. После окончания окислительного периода металл в вакууме раскисляют кремнием и алюминием, продолжая продувку аргоном. Образование при продувке шлака из оксидов железа и вводимой в ковш извести в условиях перемешивания аргоном способствует десульфурации. Одновременная продувка кислородом и аргоном в вакууме обеспечивает получение низкого содержания углерода (не более 0,01%) при малом угаре легирующих. Сталь содержит мало водорода и азота. Ввиду выделения экзотермического тепла реакций окисления во время продувки кислородом происходит нагрев металла, что устраняет необходимость его перегрева в печи. Внепечная обработка стали начала активно применяться в 60-х годах, главным образом для повышения производительности дуговых печей и конверторов, позволяя вынести часть процессов рафинирования из этих агрегатов в ковш. Оказалось, однако, что внепечной обработкой можно существенно улучшить качество стали – механические свойства, коррозионную стойкость, электротехнические показатели и др.. Более того, можно получить сталь с принципиально новыми свойствами. Внепечное рафинирование в зависимости от применяемых методов позволяет успешно решать следующие задачи: 1. Обезуглероживать металл до весьма низкой концентрации углерода – достигается обработкой в вакууме, продувкой кислородом вместе с инертными газами. 2. Глубоко рафинировать металл от серы – достигается обработкой шлаком или введением в металл десульфурирующих добавок. 3. Производить раскисление с получением стали с малой загрязненностью неметаллическими включениями – достигается вакуумированием или обработкой порошками металлов и других материалов. 4. Удалять из металла водород – вакуумированием. 5. Получать металл необходимого состава с регулированием содержания раскислителей и легирующих элементов в узких пределах – вакуумированием, введением раскислителей и легирующих при низком окисленном потенциале контактирующих с металлом шлаковой или газовой фаз. 6. Выравнивать состав и температуру продувки инертным газом, дополнительным нагревом в ковше. Внепечное рафинирование осуществляют различными методами. Их использование соответственно требованиями, предъявляемые к конкретной стали, позволяет превратить дуговую печь и конвертер в агрегат по расплавлению шихты и получению полупродукта для окончательной внепечной обработки, обеспечить максимальную производительность этих агрегатов и создать оптимальные условия для поточного производства продукции высокого качества. Расчет оборудования электросталеплавильного цеха Исходными данными для определения потребности в шихтовых материалах и топливе являются: заданный годовой объем производства стали – 1,3 млн. тонн в год (заготовки и слитков), параметры разливки стали – непрерывная разливка стали с помощью МНЛЗ. Расчет потребности в шихтовых материалах и топливе Годовой объем жидкой стали, выплавляемой цехом, определяется из уравнения: П_Ж=П_год·(100/(100-О_сл ))·Д_сл+П_год·(100/(100-О_нрс ))·Д_НРС, (2.1) где – годовой объем производства стали (НЛЗ и слитков) по заданию, т;П_год Д_сл, – доля слитков и непрерывнолитых заготовок в общем годовом объеме продукции цеха, соответственно, доли ед.;Д_НЛЗ О_сл, – отходы (обрезь, недоливки, скрап, угар) при разливке в изложницы и при непрерывной разливке, соответственно, %.О_НЛЗ При расчете годового объема жидкой стали отходы (обрезь, недоливки, скрап, угар) при разливке в изложницы следует принимать из диапазона 14%, а при непрерывной разливке стали – 3%. П_ж=1300000 100/(100-3)·1=1,34 млн.т/год, После расчета годового объема жидкой стали рассчитывается годовая потребность в металлошихте – чугуне и ломе: При расчете годового объема производства жидкой стали каждой марки необходимо: принять долю каждой марки в общем объеме металлопродукции. При рассмотрении 10 марок стали целесообразно принимать долю каждой марки в общем объеме производства в количестве 10%; принять вид разливки по каждой стали таким образом, чтобы соблюдалось указанное в задании соотношение долей слитков и непрерывно литых заготовок в продукции цеха. После расчета годового объема жидкой стали рассчитывается годовая потребность в металлошихте – чугуне и ломе: P_чуг=П_ж/G•Д_чуг; (2.2) P_чуг=1,34/0,96•1=1,39 млн.т/год где G – выход годного при выплавке стали, %; Д – доля чугуна или лома в металлошихте (указывается в задании), %. При расчете годовой потребности в чугуне и ломе следует задаться величиной выхода годного жидкой стали, которая зависит от способа, и технологи выплавки стали. При выполнении проекта допускается принимать величины выхода годного в следующих пределах: для дуговых сталеплавильных печей – 95-98%; В производстве изготавливается 1 марка стали, следовательно, годовая потребность в металлошихте не изменится. Расчет основного технологического оборудования цеха При расчете сталеплавильных агрегатов необходимо выбрать емкость агрегата и продолжительность плавки, а также рассчитать производительность агрегатов и их количество в цехе. Годовая производительность сталеплавильного агрегата (по жидкому металлу) определяется из уравнения: Р_г=(1440·n·V)/t_пл , (2.3) где – годовая производительность сталеплавильного агрегата по жидкой стали,Р_г т; 1440 – число минут в сутках; n – число рабочих дней в году, шт; V – вместимость (садка) сталеплавильного агрегата, т; tпл – продолжительность плавки, мин. Р_г=(1440·344·150)/100=743040 т, Выбираем вместимость сталеплавильных агрегатов в проектируемом цехе для дуговых печей – 150т. При выборе садки сталеплавильного агрегата следует учитывать, что с ростом вместимости существенно улучшаются технико-экономические показатели работы. Продолжительность плавки в дуговой сталеплавильной печи – 100 мин. Число рабочих суток (n) в году зависит от организации работы сталеплавильных агрегатов в цехе. n=365-Т_рем•(1-Т_гп/100), (2.4) где 365 – календарное время, в течение которого агрегат числится в составе основных фондов (принимается равным 365 сут.); Т_рем – годовое время капитальных и текущих ремонтов, сут.; Т_гп – продолжительность «горячих» простоев, %. Продолжительность капитальных и текущих (планово- предупредительных) ремонтов определяется регламентом ремонтных работ, устанавливаемым индивидуально для каждого металлургического агрегата. Для расчета можно пользоваться нормативными данными о периодичности и продолжительности ремонтов оборудования. При выполнении курсового проекта для упрощения расчетов допускается принимать продолжительности ремонтных работ (в год) для сталеплавильных агрегатов – 150 ч.Т_рем Продолжительность «горячих» простоев определяется организацией производственного процесса. При выполнении курсового проекта продолжительность «горячих» простоев для сталеплавильных агрегатов следует принимать на уровне – 4 %. n=(365-6,25)·(1-4/100)=344 сут, Число устанавливаемых в цехе сталеплавильных агрегатов определяется по уравнению: N=П_ж/Р_Г , (2.5) N=1,34/0,7430=1,8 шт, Число устанавливаемых в цехе сталеплавильных агрегатов – 2. 2.2 Основные пролеты сталеплавильного цеха и их характеристика После определения количества и садки сталеплавильных агрегатов необходимо по литературным источникам определить принципиальную планировку цеха (выдается в задании на курсовой проект), состав необходимого оборудования и участков для его размещения, а также принять габаритные размеры пролетов и основного оборудования проектируемого цеха. При описании проектируемого цеха необходимо перечислить основные пролеты и кратко указать их назначение и размещаемое оборудование. Размеры пролетов зданий при строительстве сталеплавильных цехов определяются, исходя из условий размещения необходимого оборудования, сооружений и ж.д. путей с соблюдением требуемых правилами техники безопасности проходов между ними. Для унификации типоразмеров элементов зданий рекомендуется компоновать здания из пролетов кратных по ширине 6 м (12, 18, 24, 30 и 36 м в зависимости от емкости установленных агрегатов). Основной шаг колонн по длине здания равен 12 м, в местах расположения конвертеров 24, 36 и 48 м. В настоящее время в целях удешевления строительства здания рекомендуется не более 36 м. Объемно-планировочные решения проектируемого цеха определяются с учетом задания на проектирование. Основные размеры печных пролетов для отечественных ЭСПЦ, оборудованных большегрузными ДСП, следующие: ширина пролета – 24-30 м; высота рабочей площадки – 8-11 м; высота до верхнего подкранового рельса – 24-30м; шаг колонн по основному ряду - 36м. При установке в печном пролете тракта доставки сыпучих материалов, ширина пролета составит 30м, высота 26 м. При установке печей в шумодымоизолирующей камере высота и ширина печного пролета увеличиваются. Для новых цехов высоту пролета рекомендуется принимать в зависимости от емкости печей: для печей садкой до 150 т – 27м, для печей большей емкости – 32м. В современных ЭСПЦ с большегрузными (100 - 150т) печами, бункерным пролетом и непрерывной разливкой ширина шихтовых пролетов равна 24-30 м, распределительных 24-30 м, бункерных 9 и, реже, 12 м; пролета внепечной обработки 24 м. Ширина каждого из двух пролетов, в которых размещены УНРС от 24 до 36 м. Длина строящихся в последние годы ЭСПЦ с двумя печами составляет 150-180 м. Миксер – 25-35 м. Трансформаторная подстанция 95 кВА - 6?8 м. Промковш - 10?1?1м. Диаметр сталеразливочного ковша – 5 м. Длина рольгангов МНЛЗ 1 – 85м. Длина рольгангов МНЛЗ 2 – 135м. Участок ремонта сводов - 25?30м. Участок ремонта печей - 25?60м. Цех сервисного обслуживания МНЛЗ - 1; МНЛЗ - 2 - 30?45м. Шиберное отделение 20?40м. Поворотный стенд - 10?27м. Мостовой кран – 30 м. Мульдозавалочная машина - 2?8м. Размеры стеллажей для блюмов - 24?50м. Размеры стеллажей для слябов - 24?80м. Электрофильтры - 20?30м. Корзина загрузочная: - диаметр/высота – 5,4 ? 5,7м; масса 58,8 т. Длина ЭСПЦ 150 - 180м. В соответствии с заданием на проектирование необходимо описать основное оборудование цеха (с указанием размеров) и его размещение в пролетах проектируемого цеха. 2.3 Выбор емкости бункеров и расчет их количества Вместимость бункеров, необходимых для хранения сыпучих материалов определяется потребностью в материалах, их насыпным весом и нормативами запаса по каждому материалу: V_i=(P_i•З_i)/(365•?_i•k), (2.6) где Рi – годовая потребность в i-м материале, т; Зi – норма запаса i-го материала, сут; ?i – насыпная плотность i-го материала, т/м3; k – коэффициент заполнения бункера (1,2 для металлолома, 1,0 для ферросплавов и 0,8 для других сыпучих материалов). Таблица 2.3 – Нормы запаса и насыпной вес сыпучих материалов Наименование материалов Насыпная плотность, т/м3 Норма запаса материала, сут Твердый окислитель (агломерат, окатыши) 1,8 8 Известняк 1,6 8 Известь 0,7 1,3 Пл. шпат 1,7 8 Ферромарганец 3,0 9 Ферросилиций 1,9 9 Твердый окислитель V_i=(91000•8)/(365•1,8•0,8)=1385 т Известняк V_i=(19500•8)/(365•1,6•0,8)=333,9 т Известь V_i=(39000•1,3)/(365•0,7•0,8)=248 т Пл. шпат V_i=(39000•8)/(365•1,7•0,8)=628,5 т Ферромарганец V_i=(1105•9)/(365•3•1)=9 т Ферросилиций V_i=(845•9)/(365•1,9•1)=11 т Приняв насыпную плотность и норму запаса необходимо определить требуемую емкость бункеров для каждого шихтового материала. Далее следует выбрать габаритные размеры бункеров и рассчитать их количество, достаточное для хранения шихтовых материалов. Минимальный запас сыпучих материалов (на 1 сутки), расходуемых в процессе плавки (тв. окислитель, пл. шпат, ферросплавы) удобно хранить в подвесных бункерах с габаритными размерами 6?6?2 м (длина ширина глубина). Для бесперебойной работы цеха в шихтовом отделении необходимо предусмотреть ямные бункера для сыпучих и магнитных материалов. При расчете их количества и габаритов необходимо учитывать нижеследующие ограничения: глубина бункеров для сыпучих материалов обычно составляет 6-7 м, включая нижний «мертвый» слой материала толщиной 0,5-0,75 м. Для удобства работы магнитных кранов глубина ям для магнитных материалов обычно принимается равной 2-4 м. Толщина разделительных стенок между бункерами должна быть не менее 0,7 м; ширина бункеров и ям определяется шириной шихтовых отделений и может колебаться от 12 до 18 м и более. Длина бункеров и ям определяется расчетом, исходя из необходимой емкости бункеров для данного материала и принятых в расчете его глубины иширины
Не смогли найти подходящую работу?
Вы можете заказать учебную работу от 100 рублей у наших авторов.
Оформите заказ и авторы начнут откликаться уже через 5 мин!
Служба поддержки сервиса
+7(499)346-70-08
Принимаем к оплате
Способы оплаты
© «Препод24»

Все права защищены

Разработка движка сайта

/slider/1.jpg /slider/2.jpg /slider/3.jpg /slider/4.jpg /slider/5.jpg