Проект конверторного цеха производительностью 3,6 млн. тонн стали в год

Размещено на http://www.allbest.ru/

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ

Российской ФЕДЕРАЦИИ

ГОУ ВПО

ЛИПЕЦКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

КАФЕДРА МЕТАЛЛУРГИИ

Курсовой проект

по курсу

«Оборудование и проектирование сталеплавильных цехов»

«Проект конверторного цеха производительностью 3,6 млн. тонн стали в год»

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

1. РАСЧЕТ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ ЦЕХА

2. РАСЧЕТ РАСХОДА РАСКИСЛИТЕЛЕЙ И ОПРЕДЕЛЕНИЕ ВЫХОДА ГОДНОГО

3. РАСЧЕТ РАСХОДНЫХ КОЭФФИЦИЭНТОВ НА 1 ТОННУ ГОДНОЙ СТАЛИ

4. УПРОЩЕННЫЙ РАСЧЕТ БАЛАНСА МЕТАЛЛА ПО ЦЕХУ

5. РАСЧЕТ ОСНОВНОГО И ВСПОМОГАТЕЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

5.1 Доставка и заливка чугуна

5.1.1 Расчет количества передвижных миксеров

5.1.2 Расчет количества чугуновозов с заливочным ковшом

5.1.3 Расчет количества заливочных кранов

5.2 Доставка и заливка лома

5.2.1 Расчет количества завалочных кранов

5.2.2 Расчет количества совков для лома

5.2.3 Расчет числа скраповозов

5.3 Уборка шлака

5.3.1 Расчет количества шлаковозов

5.3.2 Расчет количества шлаковых ковшей на самоходном шлаковозе

5.4 Выпуск и передача стали на разливку

5.4.1 Расчет количества сталеразливочных ковшей

5.4.2 Расчет количества ям для ремонта и стендов для ломки футеровки

5.4.3 Расчет количества стендов для разогрева и сушки сталеразливочных ковшей

5.4.4 Расчет количества разливочных кранов

5.4.5 Расчет количества промежуточных ковшей

5.5 Непрерывная разливка стали

5.5.1 Обоснование типа МНЛЗ

5.5.2 Расчет количества МНЛЗ

5.5.2.1 Расчет параметров разливки

5.5.2.2 Баланс времени работы МНЛЗ

6. ОПИСАНИЕ ОТДЕЛЕНИЙ ЦЕХА

7. ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

ВВЕДЕНИЕ

За короткий срок со времени возникновения (1952 - 1953 г.г.) кислородно - конвертерный процесс благодаря высоким технико - экономическим показателям стал ведущим сталеплавильным процессом, на долю которого приходится большая часть мировой выплавки стали. Наиболее распространен процесс с верхней продувкой; сравнительно невелика доля процесса с донным дутьем; в последние годы всё более широкое распространение получают процессы комбинированной продувки и, в-первую очередь, процессы, предусматривающие вдувание кислорода через верхнюю фурму и подачу нейтральных газов через дно.

Первые кислородно - конвертерные цеха строились с конвертерами емкостью от 30 до 100 т., в настоящее время их емкость достигает 350 - 400т. подобные цеха являются наиболее высокопроизводительными сталеплавильными цехами.

Основными линиями системы грузопотоков конвертерного цеха являются:

-доставка и заливка жидкого чугуна

-доставка и загрузка лома

-доставка и загрузка в конвертер сыпучих материалов

-доставка и загрузка в ковш ферросплавов зачастую с их нагревом или расплавлением

-доставка ферросплавов на установку внепечной обработки

-транспортирование ковшей с жидкой сталью, разливка и уборка слитков или литых заготовок

-уборка шлака

-доставка материалов для ремонта конверторов и другого оборудования и уборка мусора. Компоновка основных линий грузопотоков, взаимное расположение и число отделений цеха, планировка главного здания в существующих цехах отличается большим разнообразием. Во многом это объясняется тем, что опыт эксплуатации конвертерных цехов непродолжителен и по мере его накопления планировочные решения продолжают совершенствоваться; объясняется это и тем, что во многих зарубежных конвертерных цехах применены вынужденные проектные решения, поскольку они строились в условиях стесненной площади, сложившихся грузопотоков и с использованием зданий существующих ранее цехов.

Технология производства должна предусматривать внепечную десульфурацию чугуна перед его подачей к конвертеру, полное скачивание шлака из заливочного ковша перед сливом чугуна в конвертер, применение комплексных флюсов на основе извести для ускорения шлакообразования, отсечку шлака при выпуске металла из конвертера, применение непрерывной разливки стали. Обязательным элементом технологии должна быть внепечная обработка стали в ковше на специально сооруженных для этой цели установках доводки и комплексной обработки.

цех конвертерный сталь металл

1. РАСЧЕТ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ КОНВЕРТЕРНОГО ЦЕХА

Исходя из произведенного расчета в работе [1], а также из условия работы конвертеров с наибольшей емкостью, принимаем для выполнения заданной производственной программы следующий вариант работы. Работа двух конвертеров емкостью 250 т. «в цикле», т.е. установлено два конвертера, постоянно работает один.

Продолжительность плавки ф_пл = 34 мин.

[1], приложение 12.

Стойкость футеровки (количество плавок) n = 2500 плавок.

Количество суток в году k = 365 дней.

Коэффициент пересчета (потери при разливке стали на УНРС) з = 1,03.

Определяем годовую производительность одного конвертера:

где А - производительная мощность цеха, млн.т/год;

N - количество работающих конвертеров.

Определяем фактическое время работы одного конвертера в год, т.е. k = 365 дней.

Определяем емкость одного конвертера:

По стандартному ряду принимаем конвертер емкостью 300 т.

Определяем фактическую производительность одного конвертера:

Определяем необходимое количество конвертеров:

Принимаем один конвертер.

Определяем фактическую производительность цеха:

Определяем количество плавок одного конвертера:

Принимаем П=43.

Определяем вместимость конвертера по завалке:

где б = 92% ? выход жидкой стали.

2. РАСЧЕТ РАСХОДА РАСКИСЛИТЕЛЕЙ И ОПРЕДЕЛЕНИЕ ВЫХОДА ГОДНОГО

Исходные данные:

Марки выплавляемых сталей: 17Г2, 5сп

Таблица №1. Химический состав чугуна в %.

С	Mn	Si	S	P
4,56	0,6	0,6	0,025	0,05

Расчет расходов раскислителей и определение выхода годного

при выплавки стали 17Г1С.

Таблица №2. Химический состав стали 17Г1С.

Марка стали	C	Mn	Si	S	P	Al
17Г2	0,12-0,18	1,20-1,45	0,17-0,30	н/б 0,025	н/б 0,03	0,015-0,06

Плавка ведется без додувок. Химический состав стали перед раскислением зависит от содержания элемента в чугуне, температуры стали, основности и окисленности ванны.

Таблица №3 Принятый состав металла перед раскислением, в % (после продувки).

	C	Mn	Si	S	P	Al
Сталь после продувки	0,06	0,30	0	0,017	0,010	0

Расход раскислителей и легирующих материалов определяется по формуле:

где Т - масса жидкого металла, кг.

а - содержание примесей в стали, %.

б - содержание примесей в металле до раскисления, %.

в - доля примесей в ферросплаве, ед.

г - доля усвоения примесей, ед.

Расчет расхода ферросплавов ведем на 100 кг. шихты.

Таблица №4 Химический состав ферросплавов.

Марка сплава	Si	Mn	Al	C	S	P	Fe	ГОСТ
ФMn 75	0,50	77,0	Ї	6,00	0,03	0,37	16,10	4755-80
ФС 65	65,0	0,35	1,03	0,05	0,02	0,05	33,50	1415-78
АВ 97	0,50	Ї	98,5	Ї	Ї	Ї	1,00	295-79

Угар элементов зависит от способа раскисления, окисленности ванны:

Марганца - 10 %

Кремния - 20 %

Алюминия - 80 %

Расход ферромарганца при 90 процентном усвоении составит:

Ферромарганец содержит, кг.:

С - 1,32 • 0,66 = 0,079

Mn - 1,32 • 0,77 = 1,016

Si - 1,32 • 0,005 = 0,007

S - 1,32 • 0,0003 = 0,0004

Р - 1,32 • 0,0037 = 0,005

Fe - 1,32 • 0,1610 = 0,213

Итого: 1,32 кг.

Окислится, кг.:

Mn - 1,016 • 0,08 = 0,081

Si ? = 0,007

Итого: 0,088

Перейдет в сталь ферромарганца:

1,32 - 0,088 = 1,232 кг.

Переходит в сталь марганца:

1,1,016 - 0,081 = 0,935 кг.

Расход ферросилиция при 80 процентном усвоении составит:

Ферросилиций содержит, кг.:

С - 0,355 • 0,0005 = 0,0002

Mn - 0,355 • 0,0035 = 0,0012

Si - 0,355 • 0,6500 = 0,2308

Al - 0,355 • 0,0103 = 0,0037

S - 0,355 • 0,0002 = 0,0001

Р - 0,355 • 0,0005 = 0,0002

Fe - 0,355 • 0,3350 = 0,1189

Итого: 0,355 кг.

Окислится, кг.:

Si - 0,2308 • 0,2 = 0,0462

Al ? = 0,0037

Итого: 0,05

Перейдет в сталь ферросилиция:

0,355 - 0,05 = 0,305 кг.

Переходит в сталь кремния:

0,2308 - 0,0462 = 0,1846 кг.

Расход алюминия при 20 процентном усвоении составит:

Алюминий содержит, кг.:

Al - 0,156 • 0,985 = 0,154

Si - 0,156 • 0,05 = 0,0008

Др. - 0,156 • 0,01 = 0,002

Итого: 0,157 кг.

Окислится, кг.:

Al - 0,154 • 0,7 = 0,2108

Si ? = 0,0088

Итого: 0,0,1088

Перейдет в сталь алюминия АВ 97:

0,157 - 0,1088 = 0,048 кг.

Переходит в сталь алюминия:

0,154 - 0,108 = 0,046 кг.

Выход жидкой стали после раскисления:

92,00 + 1,232+ 0,305 + 0,046 = 93,583 кг.

Определение состава стали

Таблица №5. Химический состав стали после раскисления

Источник поступления	Внесены в сталь, кг.
	C	Mn	Si	Al	S	P
Металл после продувки	0,08	0,3	0	0	0,012	0,01
Ферромарганец	0,079	0,935	0	0	0,004	0,005
Ферросилиций	0	0,001	0,135	0,007	0,0001	0,0002
Алюминий	0	0	0,001	0,157	0	0
Всего, кг.	0,159	1,236	0,185	0,015	0,016	0,015
%	0,16	1,3	0,2	0,017	0,017	0,016

Химический состав соответствует стали марки 17Г2.

Расчет расхода раскислителей и определение выхода годного

при выплавке стали марки 5сп.

Таблица №6. Химический состав стали марки 5сп.

С	Mn	Si	S	P	Al
0,28-0,37	0,50-0,70	0,15-0,25	0,025	0,030	н/м 0,01

Таблица №7. Принятый химический состав металла перед раскислением в %

	C	Mn	Si	S	P	Al
Металл после продувки	0,6	0,30	0	0,018	0,019	0

Расчет расхода ферросплавов ведем на 100 кг. шихты.

Расход ферромарганца при 90 процентном усвоении составит:

Ферромарганец содержит, кг.:

С - 0,397 • 0,06 = 0,024

Mn - 0,397 • 0,77 = 0,306

Si - 0,397 • 0,005 = 0,002

S - 0,397 • 0,0003 = 0,0001

Р - 0,397 • 0,0037 = 0,0015

Fe - 0,397 • 0,1610 = 0,064

Итого: 0,398 кг.

Окислится, кг.:

Mn - 0,306 • 0,08 = 0,0245

Si ? = 0,002

Итого: 0,0225

Перейдет в сталь ферромарганца:

0,3928 - 0,0225 = 0,376 кг.

Переходит в сталь марганца:

0,306 - 0,0245 = 0,282 кг.

Расход ферросилиция при 80 процентном усвоении составит:

Ферросилиций содержит, кг.:

С - 0,355 • 0,0005 = 0,0002

Mn - 0,355 • 0,0035 = 0,0012

Si - 0,355 • 0,6500 = 0,2308

Al - 0,355 • 0,0103 = 0,0037

S - 0,355 • 0,0002 = 0,0001

Р - 0,355 • 0,0005 = 0,0002

Fe - 0,355 • 0,3350 = 0,1189

Итого: 0,355 кг.

Окислится, кг.:

Si - 0,2308 • 0,2 = 0,0462

Al ? = 0,0037

Итого: 0,05

Перейдет в сталь ферросилиция:

0,355 - 0,05 = 0,305 кг.

Переходит в сталь кремния:

0,2308 - 0,0462 = 0,1846 кг

Расход алюминия при 20 процентном усвоении составит:

Алюминий содержит, кг.:

Al - 0,0314 • 0,985 = 0,0309

Si - 0,0314 0,0934 • 0,05 = 0,0002

Др. - 0,0314 • 0,01 = 0,0003

Итого: 0,0314 кг.

Окислится, кг.:

Al - 0,089 • 0,9 = 0,0216

Si ? = 0,0002

Итого: 0,0218

Перейдет в сталь алюминия АВ 97:

0,0314 - 0,0216 = 0,0096 кг.

Переходит в сталь алюминия:

0,0309 - 0,0216 = 0,0093 кг.

Выход жидкой стали после раскисления:

92 + 0,376 + 0,305 + 0,0096 = 92,681 кг.

Определение состава стали

Таблица №8. Химический состав стали после раскисления

Источник поступления	Внесены в сталь, кг.
	C	Mn	Si	Al	S	P
Металл после продувки	0,26	0,30	0	0	0,018	0,013
Ферромарганец	0,024	0,282	0	0	0,0001	0,0015
Ферросилиций	0	0,001	0,185	0	0,0001	0,0002
Алюминий	0	0	0	0,01	0	0
Всего, кг.	0,284	0,583	0,185	0,01	0,0182	0,0207
%	0,31	0,50	0,2	0,011	0,02	0,02

Химический состав соответствует стали марки 3ПС.

3. РАСЧЕТ РАСХОДНЫХ КОЭФФИЦИЕНТОВ НА 1 ТОННУ ГОДНОЙ СТАЛИ

Расчет расходных коэффициентов при выплавке стали марки 17Г2:

Потери стали при разливке на МНЛЗ принимаем 4%

т.е. 93,583 • 0,04 = 3,743

При этом выход годного составит:

93,583 - 3,743 = 89,84

Расходные коэффициенты, т/т годной:

Чугун - 0,74 ч 0,9 = 0,822

Лом - 0,26 ч 0,9 = 0,289

Ферромарганец ФMn 75 - 0,0132 ч 0,9= 0,0147

Ферросилиций ФС 65 - 0,00355 ч 0,9 = 0,0039

Алюминий АВ 97 - 0,00157 ч 0,9 = 0,0017

Итого: 1,1313 т/т годной.

Расчет расходных коэффициентов при выплавке стали марки 5сп:

Потери стали при разливке на МНЛЗ принимаем 4 %

т.е. 92,681 • 0,04 = 3,707

При этом выход годного составит:

92,5681 - 3,707 = 88,97

Расходные коэффициенты, т/т годной:

Чугун - 0,74ч 0,89 = 0,831

Лом - 0,26 ч 0,89 = 0,279

Ферромарганец ФMn 75 - 0,00398ч 0,89 = 0,0045

Ферросилиций ФС 65 - 0,00355 ч 0,89 = 0,004

Алюминий АВ 97 - 0,000314 ч 0,89 = 0,00035

Итого: 1,132т/т годной.

4. УПРОЩЕННЫЙ РАСЧЕТ БАЛАНСА МЕТАЛЛА ПО ЦЕХУ

Таблица № 9. Упрощенный баланс металла по цеху.

Наименование материала	Сталь 17Г1С	Сталь 3ПС	Всего по цеху тонн
	на 1 т. годной	Всего в год	на 1 т. годной	Всего в год
ПРИХОД
1. Сталь годная	1	1876082,8	1	1876082,8	3752165,6
2. Скрап и брак в т.ч.	0,0597	112002,14	0,0597	112002,14
2.1. отходы на МНЛЗ	0,0416	78045,1	0,0416	78045,1
2.2. отходы из стальковша	0,0156	29266,9	0,0156	29266,9
2.3. отходы из чугуновозных ковшей	0,0025	4690,2	0,0025	4690,2
3. Угар и потери	0,0723	135640,8	0,0716	134327,5
Итого:	1,1232	2123725,7	1,1313	212241,4
РАСХОД
1. Чугун	0,821	1559024,8	0,822	1542140,06	3101164,06
2. Лом	0,292	547816,2	0,289	542187,9
3.Ферросплавы
3.1.Ферромарганец	0,0045	8442,8	0,0147	27578,4
3.2.Ферросилиций	0,004	7504,3	0,0039	7316,7
3.3. Алюминий	0,00035	656,6	0,0010	1876,071
Итого:	1,132	2123725,7	1,1313	2105326,67

5. РАСЧЕТ ОСНОВНОГО И ВСПОМОГАТЕЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

Исходные данные:

Заданная производительность 4,0 млн. т. стали в год.

Фактическая производительность 4502569,96т. стали в год.

Вместимость конвертера 300 т.

Организация работ: в цехе расположены два конвертера работающие

«в цикле» т.е. один постоянно работает один стоит.

Производительность одного конвертера 4502569,96 т. стали в год.

Число плавок - 43 в сутки.

Завалка: 74 % чугуна, 26 % лома.

5.1 Доставка и заливка чугуна

Принимаем доставку чугуна из доменного цеха в передвижных миксерах, которые по железнодорожному пути транспортируются в отделение перелива конвертерного цеха.

5.1.1 Расчет количества передвижных миксеров

Необходимое количество передвижных миксеров определяется по формуле:

где n_ОБ, n_РЕМ, n_РЕЗ - количество миксеров находящихся в обороте, в ремонте и в резерве соответственно.

Число миксеров находящихся в обороте:



где П_СУТ - суточное потребление цехом чугуна, т/сут.

t_ОБ - длительность цикла оборота одного миксера, t_ОБ принимаем 7 часов. [3].

k - коэффициент неравномерности выпуска чугуна из доменной печи, k принимаем 1,25. [3].

в - коэффициент заполнения, в = 0,9. [3].

Р - вместимость миксера, Р принимаем 420 т.

При емкости конвертера 300 т. и количества заливаемого чугуна 74 %, потребность цеха в чугуне на сутки:

326,1 • 0,74 • 43 = 10376,5 т. чугуна

Число миксеров находящихся в обороте принимаем десять.

Количество миксеров находящихся в ремонте:

где t_Г.Р., t_Х.Р. - длительность горячих и холодных ремонтов t_Г.Р. принимаем 8 часов, t_Х.Р. принимаем 144 часа. [3].

m₁, m₂ - стойкость футеровки, m₁ = 250г., m₂ = 550г.

Принимаем один миксер, находящийся в ремонте. Принимаем количество миксеров находящихся в резерве - два.

Тогда количество передвижных миксеров:

5.1.2 Расчет количества чугуновозов с заливочными ковшами

Число чугуновозов определяется по формуле:

где А - число плавок в сутки, шт.

t_З - задолженность чугуновоза на одну плавку, предусматривает скачивание шлака t_З = 28 мин. [3].

Принимаем один самоходный чугуновоз.

Число рельсовых путей:

Принимаем один путь.

5.1.3 Расчет количества заливочных кранов

Количество кранов рассчитывается исходя из общего кранового времени по обслуживанию всех плавок за сутки:

где k - коэффициент учитывающий выполнение краном вспомогательных работ, k = 1,1. [3]

в - коэффициент использования крана, в = 0,8. [3]

t_З - задолженность крана на одну плавку, t_З = 10 мин. [3]

Принимаем два крана грузоподъемностью 400 + 100 / 16т.

Фактическая загрузка крана составляет:

5.2 Доставка и завалка лома

5.2.1 Расчет количества завалочных кранов

Завалка лома в конвертер осуществляется мостовым краном одним совком:

где А - число плавок в сутки, шт.

t_З - задолженность крана на одну плавку, принимаем t_З = 8 мин. [3].

k - коэффициент учитывающий выполнение краном вспомогательных работ, k = 1,1. [3].

в - коэффициент использования крана, в = 0,8. [3].

Принимаем один мостовой кран грузоподъемностью 200 т.

5.2.2 Расчет количества совков для лома

Определение объема совка:

где m - процентная доля лома от массы металлошихты, %.

G_З - вместимость конвертера по завалке, т.

g - насыпная плотность, g = 1 т/м³.

Принимаем объем совка семьдесят м³.

Определение числа совков при завалке лома одним совков:

где k - коэффициент запаса, k = 1,3. [3].

А - число плавок в сутки, шт.

t_ОБ - коэффициент оборачиваемости, принимаем t_ОБ = 3 часа. [3].

Принимаем семь совков.

5.2.3 Расчет числа скраповозов

где N - число рейсов скраповозов за сутки.

t_ОБ - коэффициент оборачиваемости, принимаем t_З = 20 мин. [3].

Принимаем один скраповоз.

5.3 Уборка шлака

5.3.1 Расчет количества шлаковозов

Принимаем вывоз шлака от конвертера самоходными шлаковозами в рядом расположенное отделение первичной переработки шлака.

Принимаем на конвертер два шлаковых ковша и три резервных на цех.

5.3.2 Расчет количества шлаковых ковшей на самоходном шлаковозе

где Q - вместимость конвертера, т.

K_Ш - количество конвертерного шлака, K_Ш = 0,15.

V_К - объем шлакового ковша, V_К = 30м³. [3].

с_ШЛ - плотность жидкого шлака, с_ШЛ = 2,3 т/м³.

Принимаем самоходный шлаковоз с одним ковшом объемом 30 м³.

5.4 Выпуск и передача стали на разливку

5.4.1 Расчет количества сталеразливочных ковшей

где 1,2 …1,3 - коэффициент запаса.

n_ОБ, n_СР, n_КР - количество ковшей находящихся в обороте, средних и капитальных ремонтов.

Количество ковшей находящихся в обороте:

где А - число плавок в сутки, шт.

t_ОБ - длительность цикла, принимаем t_ОБ = 6 часов. [3].

Принимаем одинадцать штук.

Количество ковшей на среднем ремонте:

где t_СР - длительность среднего ремонта, принимаем t_СР = 30 часов. [3].

m - стойкость рабочего слоя между ремонтами, m = 11. [3].

Принимаем один ковш.

Количество ковшей находящихся в капитальных ремонтах:

где n_ОБ - количество ковшей находящихся в обороте, n_ОБ = 15 шт.

t_КР - длительность капитального ремонта, t_КР принимаем 35 часов. [3].

t_КОМ - продолжительность компании ковша до капитального ремонта,

t_КОМ = 6 - 12 часов, т.к. t_КОМ > t_КР поэтому n_КР принимаем равным нулю.

Тогда:



Принимаем пятнадцать ковшей.

5.4.2 Расчет количества ям для ремонта и стендов для ломки футеровки

где t - время вкладки новой футеровки или задолженность стенда на ломку футеровки, t = 8 часов. [3].

Принимаем одну яму для ремонта ковшей.

Количество стендов для ломки:

где t - время задолженности стенда, t = 1,5 часа. [3].

Принимаем один стенд для ломки футеровки.

5.4.3 Расчет количества стендов для разогрева и сушки сталеразливочных ковшей

где t - задолженность на разогрев и сумку сталеразливочных ковшей, t = 1,5 часа. [3].

1,3 - коэффициент запаса.

Принимаем четыре стенда для разогрева.

5.4.4 Расчет количества разливочных кранов

где t_З - задолженность крана на разливку, принимаем t_З = 40 мин. [3].

k - коэффициент учитывающий выполнение краном вспомогательных работ, k = 1,1. [3].

в - коэффициент использования крана, в = 0,8. [3].

Принимаем два разливочных крана грузоподъемностью 400 + 100 / 16 т.

5.4.5 Расчет количества промежуточных ковшей

где 1,1 - коэффициент запаса.

m - количество оборота ковша за сутки.

570 - бюджет времени для ковша емкостью 25 т.

Принимаем девятнадцать ковшей с емкостью 25 т.

5.5 Непрерывная разливка стали

Непрерывная разливка по сравнению с разливкой в изложницы имеет ряд положительных особенностей:

1) Значительное повышение выхода годного металла.

2) Упрощается производство по заводу в целом, и улучшаются его технико - экономические показатели в связи с тем, что отпадает необходимость обжимных станов (блюминга и слябинга), уменьшаются энергетические затраты и потребность в трудящихся, уменьшается площадь завода.

3) Повышается количество металла, в первую очередь, вследствие снижения химической неоднородности из - за более быстрого затвердевания малых по толщине слитков.

4) Уменьшаются затраты ручного труда и улучшаются условия труда при разливке. В связи с этим преимуществами в цехе предусматривается непрерывная разливка стали.

5.5.1 Обоснование типа МНЛЗ

Существует 6 типов МНЛЗ:

· вертикальная

· вертикальная с изгибом

· радиальная

· криволинейная с дифференцированием слитка

· криволинейная с вертикальным кристаллизатором

· горизонтальная

Одним из критериев МНЛЗ является металлургическая длинна машины и как она расположена в пространстве. Немаловажен учет испытываемых напряжений металлом, с двухфазной областью, т.е. сверху слитка образовалась твердая корочка, а внутри ещё жидкий металл, что и ведет при высоких напряжениях к прорывам этой оболочки, а следовательно к образованию складок и трещин внутри и снаружи металла.

Из приведенных 6 типов МНЛЗ мы выбираем криволинейную установку, т.к. капитальные затраты на неё оптимальны и экономически выгодны: происходит обжатие двухфазного металла, в несколько этапов, что требует меньших усилий, также металлургическая длинна машины меньше чем в вертикальной установке. Это же требует меньше оборудования, обеспечивающего разливку на МНЛЗ, масштабы самой установки приемлемы для использования.

5.5.2 Расчет количества МНЛЗ

Разливку ведем «плавка на плавку»: По организации производства существует

· КП - МНЛЗ (т.е. цикл разливки 34 мин.)

· 1,5 КП - МНЛЗ (т.е. цикл разливки 51 мин.)

· 2 КП - МНЛЗ (т.е. цикл разливки 68 мин.)

Для стабилизации технологического режима и параметров разливки (режима вторичного охлаждения, емкостей промежуточного и сталеразливочного ковшей, диаметр стакана и т.п.) желательно иметь постоянную скорость разливки.

Сечение слитка принимаем 250 Ч 1550 мм.

5.5.2.1 Расчет параметров разливки

1. Весовую скорость разливки определяем по формуле:

где G_М - вместимость конвертера, G_М = 300 т.

0,9 - коэффициент учитывающий снижение скорости в начале и в конце разливки.

Р - количество ручьев в машине, с = 2.

t_Ц - время цикла разливки, мин.

2. Определение глубины жидкой фазы:



где Н, В - толщина и ширина слитка, 0,25 м. Ч 1,55 м.

340 - коэффициент полного затвердевания слитка.

с_СТ - плотность стали равная 7,2 т/м³.

3. Определение радиус установки:

4. Определяем линейную скорость разливки:

Принимаем линейную скорость разливки равной 1,46 м/мин, так как остальные скорости разливки малы, следовательно, цикл разливки составит 34 мин.

5.5.2.2 Баланс времени работы МНЛЗ

1) Номинальное время работы одной МНЛЗ:

где д - продолжительность капитальных ремонтов частотой в год,

д = 20 сут. [3].

в - продолжительность планово - предупредительных ремонтов в год,

в = 35 сут. [3].

2) Фактическое время работы одной МНЛЗ:

где l = 5 % - текущий простой.[3].

3) Фактическое время работы установки с учетом серийности разливки

(Z = 20), методом «плавка на плавку»:

где Т_ПЛ - время плавки, Т_ПЛ = 34 мин.

4) Время подготовки установки к разливке серии плавок составляет 70 мин.:

· выдача последнего слитка из МНЛЗ Ї 25 мин.

· подача и ввод затравки в кристаллизаторе Ї 20 мин.

· заделка затравки в кристаллизаторе Ї 15 мин.

· установка пром. ковша Ї 5 мин.

· подготовка к разливке сталеразливочного ковша Ї 5 мин.

Итого: Ї 70 мин.

5) Время профилактики при подготовке к серии плавок:

Общее время работы МНЛЗ:

6) Количество серий в год на одной МНЛЗ:

7) За серию плавок (Z = 20) одна МНЛЗ разливает годных слитков:

где G_М - масса жидкой стали, G_М = 250 т.

з - коэффициент пересчета на годную сталь, з = 1,030.

8) За год одна МНЛЗ разливает годных слитков:

Тогда для получения рассчитанной производственной мощности цеха необходимо следующее количество МНЛЗ:

Принимаем две МНЛЗ криволинейного типа.

6. ОПИСАНИЕ ОТДЕЛЕНИЙ ЦЕХА

Основными отличительными особенностями цеха, рассчитанного на установку двух 250 тонных конверторов, являются: доставка чугуна в цех миксерными ковшами по поперечным путям; подача заливочных ковшей с чугуном в один торец загрузочного пролета и совков с ломом в противоположный торец в поперечном положении по пути из рядом расположенного скрапоразделочного цеха; завалка лома одним совком с помощью мостового крана; наличие установки внепечной обработки стали; уборка шлака по поперечным путям от конвертеров непосредственно в отделение грануляции шлака; линейное расположение установок непрерывной разливки в ОНРС.

Цех включает главное здание с отделением перелива чугуна в торце загрузочного пролета; отделением приема сыпучих материалов; ОНРС; отделение шлака. Отделение приема и выдачи сыпучих материалов расположено в пролете сыпучих материалов. Отделение грануляции шлака размещено в отдельном здании у загрузочного пролета и оборудовано двумя мостовыми кранами 8 (180 + 63/20 т.). ОНРС с линейным расположением двухручьевых слябовых криволинейных МНЛЗ расположено в главном здании и отделено от других пролетов изолирующей стенкой.

Главное здание состоит из пролетов:

· загрузочного А - Б

· конвертерного Б - В

· сыпучих материалов В - Г

· трех пролетов ОНРС

Благодаря принятой системе уборки шлака и отсутствию пролета перестановки шлаковых ковшей уменьшены площадь и объем главного здания.

В конвертерном пролете расположены конвертеры 1 с расстоянием между ними 36 м.; машины подачи кислорода с фурмами; совмещенная система загрузки сыпучих в конвертер и ферросплавов в ковш; ОКГ и газоочистка; 100 тонный кран для обслуживания ремонтов приводов конвертеров и фурм. Торцы пролета имеют меньшую высоту, чем середина. В одном торце на рабочей площадке расположены дополнительные бункера для ферросплавов, в другом - участок ремонта оборудования (фурм); их обслуживают мостовые краны грузоподъемностью (32/5 т.). Система отвода и очистки конвертерных газов аналогична показанной на рис 3. она целиком размещена в конвертерном пролете.

Загрузочный пролет (вблизи конвертеров) частично перекрыт рабочей площадкой на высоте 12 м. В нем установлено два заливочных крана 2 (400 + 100/16 т.) и завалочный кран (200 т.). В левом торце пролета расположено отделение перелива чугуна, изолированное от пролета, чтобы предотвратить попадание в него графитовой пыли.

Жидкий чугун в 420 т. миксерных ковшах доставляют из доменного цеха по поперечным путям в переливное отделение с переливной ямой глубиной 10 м. путем вращения миксерного ковша из него сливают порцию чугуна в стоящий под ним в яме заливочный ковш. Затем заливочный ковш берут краном 2 и доставляют к конвертеру и заливают чугун.

Весь потребляемый лом доставляют из скрапоразделочного цеха в загрузочный пролет А - Б, скраповоз с совком подают на платформенные весы, и, если это необходимо, проводят корректировку массы лома. После этого совок поднимают краном 3, доставляют к конвертеру и производят загрузку. Совки объемом 70 м³ обеспечивают загрузку лома в один прием.

Совмещенная система загрузки сыпучих материалов и ферросплавов аналогична системе цеха комбината «Азовсталь». Сыпучие материалы и ферросплавы доставляют автосамосвалами в отделение приема сыпучих, а из него по наклонным конвейерам в расходные бункера конвертерного пролета. Из них сыпучие материалы через электровибропитатели, весы - дозаторы и течки поступают в бункер накопитель, а из него по наклонной течке в конвертер. Ферросплавы из соответствующих расходных бункеров и весовых дозаторов поступают либо в печи для прокаливания и из них через промежуточную воронку по течке в ковш, либо, минуя печи для прокаливания, сразу в воронку и в ковш. Кроме того, ферросплавы из весов - дозаторов могут подаваться в бункер и из него в конвертер.

Сталь выпускают в ковш, стоящий на сталевозе 13, который по поперечному пути переезжает в ОНРС.

Шлак сливают в 30 м³ шлаковые ковши самоходных шлаковозов. Шлаковоз переезжает в отделение грануляции, где ковш берут краном 8 и перестанавливают на грануляционную установку, сливаемый из ковша шлак гранулируется сжатым воздухом. Остатки твердого шлака от разливки вывозят из распределительного пролета несамоходными шлаковозами.

7. ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

Отходящие из горловины кислородных конвертеров газы при верхней продувке содержат: 83 - 89 % СО; 9 - 11 % СО₂; 0,5 - 5,0 % N₂; 2,0 - 3,0 % Н₂; до 3 % О₂. При комбинированной продувке в них дополнительно содержится Н₂ (до 20 - 30 %) и N₂. Температура газов возрастает с 1300 - 1400 °С в начале продувки до 1600 - 1700 °С в конце. Максимальное количество газов выделяется в середине продувки (примерно равное удвоенному расходу кислорода); в начале и конце продувки оно уменьшается.

Отходящие газы содержат 80 - 250 г/м³ пыли (в основном оксидов железа Fe₂O₃); в соответствии с санитарными нормами допускается выброс в атмосферу газов, содержащих ? 0,1 г/м³ пыли. В связи с этим все кислородные конвертеры оборудуют системами отвода и очистки отходящих газов. Эта система (газоотводящий тракт), обычно включает: охладитель конвертерных газов (ОКГ) с распределяемым перед ним при необходимости устройством для уплотнения зазора между горловиной конвертера (юбкой или колоколом); газоочистные устройства; дымосос (эксгаустер); трубу для выброса очищенного газа в атмосферу с устройством для дожигания СО или же газгольдер для сбора СО.

Находят применение следующие системы отвода и очистки отходящих газов: с полным дожиганием СО в ОКГ (коэффициент избытка воздуха б > 1,0); с частичным сжиганием (б = 0,2 ч 0,75); без дожигания СО (б ? 0,11). При отводе по первому способу в зазор между горловиной конвертера и ОКГ подсасывается воздух в количестве, обеспечивающем полное сжигание СО в ОКГ, однако объем газов, подлежащих очистке в результате подсоса воздуха, возрастает в 3 - 4 раза по сравнению с количеством газа, выделяющегося из конвертера.

При отводе газов без дожигания зазор между горловиной конвертера и ОКГ герметизируют, исключая подсос воздуха. Объем очищаемых газов при этом в 3 - 4 раза меньше, чем в случае с дожиганием, что позволяет значительно упростить и удешевить ОКГ и газоочистку.

Первые отечественные кислородные конвертеры оборудовали газоотводящими трактами с полным дожиганием конвертерных газов. Однако уже много лет назад с целью экономии капитальных затрат и эксплуатационных и эксплуатационных расходов новые конвертеры в нашей стране начали сооружать с газоотводящими трактами, работающими без дожигания. Подобный тракт, рассчитанный на пропуск максимально возможного количества выходящих из конвертера газов, позволяет работать также с полным и частичным дожиганием. Однако для обеспечения возможности пропуска по тракту подсасываемого воздуха необходимо уменьшить количество выходящих из конвертера газов, т.е. уменьшить расход кислорода на продувку. Например, газоотводящий тракт, рассчитанный на работу без дожигания при расходе кислорода на продувку 1500 - 1600 м³/мин., будет надежно работать с частичным дожиганием при расходе кислорода 1200 - 1400 м³/мин. и с полным дожиганием при расходе кислорода 600 - 800 м³/мин.

Для нашего проектируемого цеха принимаем газоотводящий тракт, работающий без дожигания.

Охладители конвертерных газов (ОКГ) - это паровые котлы - утилизаторы. Они включают барабан, где собирают вырабатываемый пар, циркуляционные насосы, систему водо- и пароподводящих труб и расположенный над конвертером газоход (см. рис. №2), стенки которого изнутри покрыты испарительными и реже экономайзерными поверхностями нагрева; иногда поверхности нагрева (панели, шторы) дополнительно размещают внутри газохода вдоль направления давления газов. Поверхности нагрева чаще всего образованы из труб и трубчатых панелей, по которым циркулирует вода. За счет тепла отводимых конвертерных газов в испарительных элементах образуется пар, а в экономайзерах происходит нагрев воды. От испарительных элементов паро - водяная смесь отводится в барабан, из которого пар направляется к потребителям, а вода вновь в испарительные элементы.

Котлы (газоходы) делают в поперечном сечении прямоугольными и реже круглыми, существенно различающимися по направлению расположения газохода (Рис. №2.)

а б в

Рис. №2 Схема устройств котлов - охладителей (ОКГ): ОКГбу - 250 (а); ОКГ - 250 - 2 (б); ОКГ - 400 (в).

1. кессон

2. юбка

3. стационарная часть котла

4. окно для пропуска кислородной фурмы

5. барабан

6. варианты устройства поверхностей нагрева котла

Бывают котлы П и Л образной формы, т.е. включающие подъемный и опускной газоходы; Г - образной формы, а также расположенные только в одном направлении, т.е. имеющие лишь восходящий газоход (вертикальный или наклонный). Наличие горизонтальных участков в котлах нежелательно, т.к. горизонтальные поверхности заносятся оседающей пылью. Нижнюю часть котла (кессон) для облегчения доступа в конвертер во время ремонтов делают обычно откатной и располагают (см. рис. №2) наклонно, что обеспечивает возможность ввода в конвертер вертикально перемещаемой фурмы .

В строившихся в последние годы цехах с большегрузными конвертерами устанавливали котлы ОКГ - 400; для новых большегрузных (300 - 400 т.) конвертеров рекомендуется более современный котел ОКГ - 400 - 2, при реконструкции цехов с конвертерами 130 - 160 т. в них вместо устаревших котлов устанавливают ОКГ - 130 и для этой же цели разработан котел ОКГ - 180. Некоторые из характеристик приведены в таблице №10.

Таблица №10. Характеристика котлов охладителей (ОКГ).

Показатели	Котел
	ОКГ - 400	ОКГ - 130	ОКГ - 180	ОКГ - 400 - 2
Тип котла	Радиационный	Радиационно - конвективный
Расчетное количество конвертерных газов, тыс. м3/г	300	80/200	110	300
Максимальная производительность, т/г	370	345	190	270
Поверхность нагрева, м3 (общая/ рациональная)	1240/1240	1770/565	2112/464	1997/647
Температура газов после котла, °С.	800	700	420	700
Числитель - при полном сжигании, знаменатель - без дожигания СО

Для нашего цеха принимаем котел - охладитель ОКГ - 400 - 2, который дает нам запас газоотводящего тракта при очистке конвертерных газов.

Выбор газоочистных аппаратов.

Для очистки конвертерных газов обычно применяют двухступенчатую систему газоочистки. Первая система включает один или два последовательно установленных аппаратов грубой очистки (от сравнительно грубых частиц пыли); вторая - один аппарат тонкой очистки (от мелких частиц пыли). Для тонкой очистки находят применение скрубберы Вентури, представляющие собой комбинацию трубы Вентури с располагаемым за ней каплеуловителем (мокрая очистка), электрофильтры и реже тканевые фильтры (сухая очистка).

По всем показателям более экономичной является очистка в электрофильтрах несмотря на то, что сами электрофильтры дороже скрубберов Вентури, значительно больше по габаритам и сложней в эксплуатации; их важный недостаток - возможность появления «хлопков» и взрывов, т.к. электрофильтр является запалом взрывоопасных смесей, которые могут образовываться при отводе газов без дожигания. Недостатки скрубберов Вентури: нужны значительные площади для оборотного цикла водоснабжения, большие капитальные затраты в связи с расходами на сооружение оборотного цикла водоснабжения и шламового хозяйства; большие эксплуатационные затраты в связи с содержанием водного и шламового хозяйства. Вместе с тем скрубберы Вентури отличаются простой конструкцией, малыми габаритами, надежностью в работе. Для безопасности рабочего персонала в нашем проектном цехе принимаем скрубберы Вентури.

Каплеуловители служат для сепарации (улавливания, отделение от газового потока капель воды, в том числе содержащих твердые частички пыли). В газоотводящих трактах отечественных конвертеров обычно используют каплеуловители инерционного типа; бункера - каплеуловители в которых газовый поток изменяет направление движения на 90°; коленные сепараторы; центробежные циклоны, центробежные каплеуловители с лопастными завихрителями.

Дымососы. В качестве дымососов (эксгаустеров) применяют центробежные вентиляторы высокого давления. Их основными элементами являются размещаемый в улитке ротор с лопатками, всасывающий и выхлопной патрубки, а также поворотные заслонки или направляющий аппарат на всосе, которые регулируют производительность машины. Выпускаемые дымососы имеют одну или две постоянные скорости вращения; переход на более низкую скорость обеспечивает снижение производительности и потребляемой эксгаустером мощности в межпродувочные периоды. Дымососы размещают в отдельном помещении, чтобы исключить вибрацию главного здания цеха и снизить уровень шума.

Оборотный цикл водоснабжения газоочистки.

В отечественных цехах для уменьшения расхода воды и загрязнения окружающей среды мокрые газоочистки оборудуют самостоятельным оборотным циклом водоснабжения, в состав которого обычно входят радиальные отстойники, охлаждающие воду устройства - градирни; насосные; система трубопроводов и сооружения по обезвоживанию шлама. Шламовая вода из каплеуловителей газоочистки самотеком поступает в радиальные отстойники, а из них после охлаждения в градирнях вновь подается для орошения газоотводящего тракта.

Газоотводящие тракты.

Для вновь сооружаемых большегрузных конвертеров спроектирован газоотводящий тракт, схема которого показана на рис. №3. Над горловиной конвертера 1 расположены подвижная «юбка» 2, откатываемый кессон 3 и стационарный газоход 4 радиационно - конвективного ОКГ - 400 - 2, понижающего температуру отводимых газов до 700 - 750 °С. После ОКГ газ поступает в узел 5 предварительного орошения, куда с помощью эвальвентных форсунок подают воду, охлаждающую газовый поток. Затем газ поступает в первую ступень газоочистки - укороченную регулируемую трубу Вентури 6 с кольцевым зазором и расположенный за ней коленный сепаратор (каплеуловитель) 7. Далее через бункер 9 газ двигается во вторую ступень очистки - укороченную регулируемую трубу Вентури 11 с кольцевым зазором и коленным сепаратором 12 и затем через бункер 14 попадает в каплеуловитель 15 с завихрителем, а после него по трубопроводу 16 в эксгаустер 17 и далее выбрасывается в атмосферу через свечу 18 с дожигающим устройством 19.

Площадь сечения кольцевого зазора укороченных труб Вентури 6 и 11 регулируют перемещением сердечника (конуса) 20 с помощью привода 8.

Тракт рассчитан на продувку с расходом кислорода до 2000 м³/мин, общее сопротивление тракта составляет 24 кПа.

Рис. №3 Газоотводящий тракт большегрузного конвертера с двумя ступенями круглых труб Вентури (а) и тубы Вентури в разрезе (б).

Сбор конвертерных газов в газгольдере. Образующийся при продувке без дожигания, конвертерный газ является ценным сырьем и может быть использован для переработки в химической промышленности или в качестве топлива. Такой газ после эксгаустера при изменении коэффициента избытка воздуха (б) от 0,11 до 0,05 содержит соответственно от 70 до 80 - 85 % СО. Теплота сгорания такого газа составляет 8 - 10 МДж/м³ и при использовании в качестве топлива 60 м³ газа на 1т. выплавляемой стали можно получить экономию ~ 15 - 17 тыс. т. условного топлива на 1 млн.т. кислородно - конвертерной стали при верхней продувке. Кроме того, использование конвертерных газов позволит снизить загрязнение воздушного бассейна газом СО и оксидами азота, образующимися при выбросе конвертерного газа в атмосферу с его дожиганием на «свече».

С учетом изложенного для ряда новых и существующих конвертерных цехов, Гипромезом разработаны проектные решения по сбору конвертерных газов в газгольдере и их последующему использованию в качестве топлива. Подобные проекты должны предусматривать сбор и временное хранение газов, выход которых резко изменяется во времени; взрывоопасность системы возможность отвода конвертерных газов на «свечу» в случае неполадок; повышение давления газов перед их подачей потребителю; дополнительную очистку газов от пыли. Последнее обстоятельство связано с тем, что при использовании в качестве топлива в горелках газ должен содержать не более 10 мг/м³ пыли, в то время как после обычной очистки за конвертерами он содержит до 100 мг/м³ пыли.

Одна из схем системы сбора конвертерных газов в газгольдер показана на рис. №4. Очищенные конвертерные газы после дымососа 1 поступают в трехходовой клапан 2, с помощью которого газ можно направить либо на «свечу», либо в газгольдер. Переключение трехходового клапана со «свечи» на газгольдер производится автоматически по показаниям быстродействующего газоанализатора, после того как в конвертерных газах содержание СО будет > 35 % и О₂ ? 2 %; газоанализатор установлен за дымососом. После трехходового клапана газ проходит обратный клапан 3 и затем поступает в газгольдер 4. Обратный (предохранительный) клапан закрывается, если газ начинает двигаться от газгольдера в сторону клапана.

Из газгольдера газ с помощью газодувок газовыносительной станции 7 выдается в заводской 8 доменного газа, при этом обеспечивается повышение давления газа до необходимого уровня. До поступления в газодувки газ проходит через мокрые электрофильтры 5, обеспечивающие его очистку до содержания пыли < 10 мг/м³.



Рис №4. Схема системы сбора конвертерных газов в газгольдере.

Немаловажен учет и очистка неорганизованных выделение конвертера.

Неорганизованные выделения, связанные с работой конвертера: при заливке чугуна (графитовая пыль, СО, оксиды серы); при загрузке лома (пыль, углеводороды при замасленном ломе); через зазор между горловиной конвертера и входом в ОКГ во время продувки (оксиды железа, СО, оксиды серы, фториды); при повалках конвертера для отбора проб и замера температуры (СО, оксиды серы, фториды); при сливе стали (СО, оксиды железа, оксиды возгонов вводимых в ковш металлов); при сливе шлака.

Сооружение отдельной независимой газоочистки и неорганизованных выбросов позволяет повысить надежность ее работы и улучшить условия обслуживания оборудования. Система включает укрытие (улавливающую камеру) для каждого конвертера, укрытия на участках скачивания шлака из заливочных ковшей и перелива чугуна из миксерных ковшей и центральную газоочистительную станцию неорганизованных выбросов (ЦГС).

Камера (укрытие) для 250 т. конвертера, охватывающая места слива металла и шлака показана на рис. №5 и рис. №6. В корпусе 5 камеры над рабочей площадкой предусмотрены проемы, снабженные раздвижными воротами 3 и 7 со стороны загрузки конвертера 6 и с противоположной стороны; ниже рабочей площадки имеются проемы для выезда сталевоза 9 и шлаковоза 1, снабженные распашными воротами 2 и 8. От верхней части камеры отходят два газоотвода 4, протянутые к ЦГС. От каждого конвертера постоянно отсасывается на газоочистку 300 тыс. м³/ч газовоздушной смеси; в период заливки чугуна - 800 тыс.м³/ч при температуре ~ 200°С.



Рис.№5 Схема укрытия кислородного конвертера и мест слива шлака и чугуна

Рис. №6. Изображение кожуха вокруг конвертера и элементы

вытяжных устройств

Укрытие участка перелива чугуна из передвижных миксеров в заливочные ковши показано на рис. №7. Миксерные ковши 7 при переливе находятся на железнодорожных путях, проложенных на нулевой отметке; чугуновоз с заливочным ковшом 2 на рельсовом пути, проложенном в переливочной яме 1. Верхняя часть укрытия имеет газоотводящее устройство 4, к которому подключен оборудованный регулирующим клапаном 6 газоотвод 5, идущий к ЦГС. Укрытие оборудовано Г - образными воротами 3. После прибытия на участок перелива передвижного миксера 7 и заливочного ковша 2 открывают ворота 3 со стороны передвижного миксера и закрывают такие ворота с противоположной стороны и затем поворотом миксерного ковша переливают чугун в ковш 2. При работе установки в ЦГС отводится 200 тыс. м³/ч газовоздушной смеси с температурой ~ 60°С.

Рис. № 7 Схема укрытий установки для перелива чугуна

Укрытие участка скачивания шлака рис. №8 включает корпус 11 с зонтом 8, от которого начинается снабженный регулирующим клапаном газоотвод 6 к ЦГС. В нижней части корпуса имеется проем 9 для машины 10 скачивания шлака и проем 4 для заливочного ковша 3 удерживаемого в процессе скачивания шлака краном 5. При скачивании шлака от укрытия отводится 200 тыс. м³/ч газовоздушной смеси с температурой ~ 60 °С.

Рис. №8. Схема укрытий установки для скачивания шлака.

Отсасываемые от описанных укрытий газы поступают в центральную газоочистительную станцию ЦГС, которая включает несколько групп циклонов (первая ступень газоочистки), группу рукавных или тканевых фильтров (вторая ступень газоочистки), группу из восьми создающих тягу вентиляторов типа ВВР - 22. По трубопроводам, идущим от того или иного укрытия, газовоздушная смесь попадает в соответствующую группу циклонов, где улавливается крупная пыль и частицы графита, которые плохо отряхиваются с рукавов, поэтому не должны попадать в рукавные фильтры. Далее газы вентиляторами попадают в рукавные фильтры и после них выбрасываются в атмосферу через ряд труб. Скорость фильтрации в рукавных фильтрах составляет 0,8 - 1,0 м³/(мин. • м²).

Рис. №9 Схема циклона.

1 - входной патрубок; 2 - раскручивающая улитка; 3 - выходной патрубок; 4 - крышка; 5 - выхлопная труба; 6 - цилиндрическая часть; 7 - коническая часть; 8 - пылевыпускное отверстие; 9 - бункер для пыли; 10 - пылевой затвор.



Рис. №10 Схема рукавного фильтра

1 - газопровод грязного газа; 2 - рукава; 3 - корпус секции; 4 - воздухопровод продувочного воздуха; 5 - газопровод чистого газа; 6 - механизм встряхивания; 7 - клапан; 8 - бункер.

Приняв все выше перечисленные меры для проектируемого цеха по улавливанию, осаждению и хранению конвертерных газов и пыли, дает минимальное загрязнение и загазованность окружающей среды.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Губарев А.А. Курсовая работа на тему: «Проектирование кислородного конвертера с комбинированной продувкой для цеха производительностью 3,3 млн.т. стали в год.» /А.А. Губарев - Липецк: ЛГТУ, 2006.

2. Завражин В.Д. Методические указания по проектированию конвертеров и цехов в курсовых и дипломных проектах студентов специальности 0401 «Металлургия черных металлов» специализация «Металлургия стали». /В.Д. Завражин. - Липецк: ЛГТУ, 1983 - 32 с.

3. Варенков А.Н., Костиков В.И. «Химическая экология и инженерная безопасность металлургических производств»./Варенков А.Н., Костиков В.И Учебное пособие. - Москва, 2000. - 382с.

4. Явойский В.И. «Металлургия стали» / В.И Явойский - М.: Металлургия, 1983. - 584с.

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

6. Якушев А.М. «Основы проектирования и оборудования сталеплавильных и доменных цехов»/ А.М. Якушев. - М.: Металлургия, 1992. - 422 с.

Размещено на Allbest.ru