Расчет производственной программы и оборудования ЭСПЦ производительностью 1,5 млн. тонн стали в год. Сталь 20 трубная

Министерство образования  и науки РФ

Федеральное государственное  автономное образовательное

Учреждение высшего профессионального  образования

«Уральский федеральный  университет имени первого Президента

России Б.Н.Ельцина»

                                                            Кафедра  Металлургия железа и сплавов

                                                            Допустить к защите Боровинских Н.Н.

                                                            Зав. кафедрой Загайнов С.А.

Расчет производственной программы и оборудования ЭСПЦ производительностью 1,5 млн. тонн стали в год. Сталь 20 трубная

Курсовой  проект

150101. 413400.607 ПЗ

Руководитель

Доц. к.т.н.                                                                         Мысик В.Ф.

Консультант

Доц. к.т.н.                                                                         Мысик В.Ф.

Н.контр.

Доц. к.т.н.                                                                         Мысик В.Ф.

Студент

Гр. ЭУЧМ-200203                                                              Боровинских Н.Н.

Екатеринбург

2012

Введение

Электросталеплавильному способу  принадлежит ведущая роль в производстве качественной и высоколегированной стали. Благодаря ряду принципиальных особенностей этот способ 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, придающих стали особые свойства – хрома, никеля, марганца, кремния, молибдена, вольфрама, ванадия, титана, циркония и других элементов.

Преимущества электроплавки  по сравнению с другими способами  сталеплавильного производства связаны  с использованием для нагрева  металла электрической энергии.  Выделение тепла в электропечах происходит либо в нагреваемом металле, либо в непосредственной близи от его поверхности. Это позволяет  в сравнительно небольшом объеме сконцентрировать значительную мощность и нагревать металл с большой  скоростью до высоких температур, вводить в печь большие количества легирующих добавок; иметь в печи восстановительную атмосферу и  безокислительные шлаки, что предполагает малый угар легирующих элементов; плавно и точно регулировать температуру металла; более полно, чем других печах, раскислять металл, получая его с низким содержанием неметаллических включений; получать сталь с низким содержанием серы. Расход тепла и изменение температуры металла при электроплавке относительно легко поддаются контролю и регулированию, что очень важно при автоматизации производства.

Электропечь лучше других приспособлена для переработки  металлического лома, причем твердой  шихтой может быть занят весь объем  печи, и это не затрудняет процесс  расплавления. Металлизированные окатыши, заменяющие металлический лом, можно  загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств.

1 Описание технологии  вплавляемой марки стали

1. Технология выплавки стали 20 (трубная)

Дуговая сталеплавильная  печь работает в едином комплексе  с агрегатом «печь-ковш». Вся сталь  после обработки на агрегате «печь-ковш»  разливается на МНЛЗ.

В состав шихты вводят: стальной лом, науглероживатели (чугун, коксик и  т.д.), шлакообразующие.

Стали для изготовления труб можно выплавлять методом полного  окисления, химический состав стали  приведен в таблице 1.1.

Для ускорения процесса плавления  при выплавке стали допускается  использование газокислородной  горелки (ГКГ) для разогрева шихты ( при этом шихтовка по содержанию углерода производится на 0,35-0,40% выше, чем без  применения ГКГ). Шлак периода плавления  должен быть активным, жидкоподвижным.

Окислительный период проводят с продувкой кислорода без  существенных изменений обычной  технологии. Задачей окислительного периода является уменьшение в составе  металла содержания фосфора, нагрев металла и доведения содержания углерода в расплаве до заданного  по марке (0,17-0,24%), дегазация металла  и удаление металлических включений. В окислительный период ведут  продувку кислородом для ускоренного  окисления углерода и фосфора.

В процессе плавки загрузка извести, железной руды, плавикового  шпата и окалины для ускорения  процесса дефосфорации осуществляется через специальное отверстие  в своде печи.

По ходу плавки проводят замер температуры и отбор  проб металла и шлака.

При достижении требуемого содержания углерода и температуры  производят выпуск в сталеразливочной ковш на сталевозе.

В ковше производят частичное  раскисление металла путем подачи в него перед выпуском ферросилиция и ферромарганца для получения  заданного содержания марганца в  стали.

Обработка металла в агрегате «печь-ковш» с донной продувкой  аргоном позволяет значительно  повысить качество стали по содержанию газов, серы и неметаллических включений. Для десульфурации в печи-ковше  наводят высокоосновные подвижные шлаки, с помощью извести и плавикового шпата, а так же обрабатывают наведенный шлак ферросилицием и молотым коксом для снижения оксидов железа в нем, так как оксиды железа отрицательно влияют на скорость десульфурации. Далее проводим доводку по химическому составу. С помощью трайб-аппарата, расположенного на рабочей площадке печи-ковша, проводим окончательное раскисление алюминиевой проволокой. После обработки металл разливаем на МНЛЗ, что позволяет увеличить выход годного металла.

Десульфурация металла происходит в «печи-ковше», где создается  восстановительная атмосфера и  минимальным содержанием FeO в шлаке, для этого в начале выпуска металла в ковш дают известь и плавиковый шпат. Также производят продувку аргоном, что способствует более интенсивному перемешиванию металла и шлака, а следовательно и более интенсивная десульфурация металла.

Предварительное раскисление  стали производят FeSi, FeMn непосредственно при  выпуске металла из ДСП в сталеразливочный ковш. Основное раскисление происходит в «печи-ковше» при добавлении FeMn.

Сталь 20 для изготовления труб нефлокеночувствительна, поэтому обработка ее на вакууматоре не является обязательной, но желательна для улучшения физико-механических свойств.

Технология выплавки дуплекс-процессом

По мере развития способов внепечной обработки стали приоритет  отдается выплавке стали  одношлаковым процессом, когда ДСП используется преимущественно для расплавления и дефосфорации жидкого металла. Раскислительное рафинирование, легирование, доводка стали по температуре  и химическому составу осуществляется вне печи, в специализированном ковше, с использованием специальных агрегатов. Такая технология называется дуплекс  – процессом.

Суть концепции сводится к использованию ДСП  для выплавки полупродукта при максимальном усорении процесса расплавления лома и переносе операции рафинирования и доводки стали до заданных требований в агрегат печь – ковш.  Концепция технологии высшего уровня представлена на рис. 1.1.

Рис. 1.1. Концепция технологии высшего уровня

Эта технология характеризуется  следующими принципами:

1. Основной технологической операцией в ДСП является дефосфорация стали, совмещенная с плавкой шихты.
2. Продувка кислородом, наличие известкового основного шлака в начальный период плавления и относительно низкая температура металла способствуют переходу фосфора в шлак. Самопроизвольный сход шлака через порог печи и обновление его за счет периодической присадки шлакообразующих через свод ускоряют и облегчают процесс дефосфорации;
3. Поддержание максимальной длины дуг и максимальной их мощности. Работа печи на повышенном напряжении. Это обеспечивается поддержанием заполнением печи (до 80%), по возможности, длительный период времени с подвалкой (≈1/3 части шихты); созданием вспененного шлака за счет периодической присадки шлакообразующих и вдуванием углеродсодержащих материалов, что экранирует дуги и предохраняет футеровку свода и стен печи от высокой тепловой нагрузки, создается на водоохлаждаемых панелях защитный гарнисажный слой;
4. Предварительный подогрев лома ускоряет процесс плавления за счет физического тепла, внесенного металлом, и благодаря лучшим условиям горения дуг;
5. Применение топливно-кислородных горелок в «холодных» зонах печи обеспечивает выравнивание фронта плавления по сечению печи, интенсифицирует процесс, снижает расход электроэнергии и электродов;
6. Присадка науглероживателей в свежую шихту на «болото» металла или инжекция угольного порошка в сочетании с интенсивной продувкой кислородом на протяжении всего периода плавления снижают энергозатраты;
7. Интенсивная продувка кислородом с ориентированной на допустимо минимальную концентрацию углерода в полупродукте всех марок сталей приводит к существенному сокращению цикла плавки и к исключению регулирования остаточного углерода в печи;
8. Обеспечение заданного состава и температуры стали производится на внепечных агрегатах, которые выносятся в отдельный пролет или здание. Подогрев и доводка по температуре производится в ковше-печи путем подвода мощности примерно на порядок ниже, чем в дуговой печи в период плавления;
9. Внепечная обработка стали в целях доведения до заданного химического состава и температуры, а также воздействие на морфологию неметаллических включений должны предусматривать подогрев металла, вакуумную  обработку, набор средств для перемешивания металла, присадку кусковых и порошковых материалов;
10. Отсечка печного шлака, использование электродуговых печей нового поколения, позволяет отсекать печной шлак и полностью предотвращать его попадание в ковш, благодаря так называемому «болоту» в сочетании с истечением донного и эркерного выпусков (или сифонного).

Оценка эффективности  производства электростали осуществляется по трем параметрам: производительность, качество, стоимость.

В структуре себестоимости  электростали значительную часть занимают расходы по переделу (до 60%), которые  в свою очередь распределяются следующим образом, %: энергия – 43,1; электроды – 14,2; огнеупоры – 13,3; транспортные расходы – 11,7; обслуживание – 14,7; издержки производства – 2,5.

2. Состав шихтовых материалов

Шихту составляют из лома выплавляемой стали (сталь 20; химический состав в  табл. 1.1 и чугуна 20% (марки П1, химический состав приведен в табл. 1.2) содержание углерода в шихте должно составлять с учетом угара 0,24%. Для ускорения  процесса плавления применяют подогрев металлической шихты ГКГ. Шлак наводят, засыпая через специальное отверстие  в своде известь в количестве 2% от массы шихты, а также плавиковый шпат и окалину.

Таблица 1.1

Химический  состав стали марки Д трубная

Таблица 1.2

Передельный чугун марки  П1

2. Расчет производственной  программы цеха

Производительность печи зависит от многих факторов: емкости  печи, мощности трансформатора, технологии выплавки стали, режима работы печи, планировки цеха, характеристики оборудования обслуживающего печь, внепечной обработки стали, конструкции печи, организации работы в цехе и т.д. Чем выше производительность печи в цехе, тем выше технико-экономические  показатели, выше экономическая эффективность, тем меньше капитальные вложения.

Производительность ДСП  определяется по формуле:

П=                                                              (2.1)

Где 1440 -  число минут  в сутках; Ф – фонд времени  работы печи, сут/год; а – выход  годного по цеху, %, а = 90%; t – средняя продолжительность плавки, ч; Т- емкость ДСП (по массе жидкой стали), т.

Средняя продолжительность  плавки складывается из следующих стадий:

t= τ_зап+ τ_зав+ τ_эл+ τ_распл+ τ_ок+ τ_вос+ τ_вып                                       (2.2)

где: τ_зап – продолжительность заправки печи; τ_зав – продолжительность завалки; τ_эл – время необходимое для перепуска и наращивания электродов; τ_распл - продолжительность расплавления; τ_ок – продолжительность окисления; τ_вос – продолжительность восстановительного процесса; τ_вып – продолжительность выпуска.

Продолжительность заправки печи (τ_зап) определяется степенью разрушения футеровки – подины, откосов, стен – на предыдущей плавке. Степень разрушения их зависит от качества лома, марки выплавляемой стали, технологии плавки и, наконец от квалификации сталеваров.

Отечественная и зарубежная практика показывают, что время заправки печей для одношлакового процесса составляет 5-6 минут. Принимаем это  значение равным 6 минутам.

Продолжительность завалки  шихты (τ_зав) определяется скоростными характеристиками механизмов печи, загрузочного крана и организационной работы: печь не должна ожидать бадью с шихтой. Машинное время разгрузки бадьи составляет 5-6 минут, продолжительность подвалок также составляет 5-6 минут.

Наращивание электродов (τ_эл) принимаем равным 5 минутам.

Продолжительность расплавления складывается из времени расплавления шихты при включенной печи (τ_вкл) и времени, необходимого для выполнения технологических операций, которые могут выполняться только при включенной печи (τ_выкл) – подвалка шихты, сталкивание кусков шихты в колодцы для предотвращения поломки электродов, принимаем равным 5 минутам.

τ_распл = τ_вкл + τ_выкл                                                                     (2.3)

Продолжительность расплавления без учета потерь времени на технологические  простои рассчитывается по формуле:

τ_вкл =                                                      (2.4)

где, Wэл – фактический удельный расход электроэнергии на расплавлении завалки, принимаем равным 420 кВт·ч/т; η_эл – электрический кпд печной установки, принимаем 0,94; η_ит – коэффициент учитывающий полноту использования тепловой энергии на нагрев, плавление и перегрев над ликвидусом металла и шлака, принимаем равным 0,835; Р_пот – мощность тепловых потерь на 1 т металлошихты на расплавлении. Представляет собой потери тепла с охлаждающей водой, через огнеупорную кладку, с проходящими через печь газами. Принимаем равной 301,6 МДж/(т·ч); Р_ср – средняя активная мощность, подаваемая в печь при расплавлении, МВт. Принимаем равной 84,5 Мвт·Т – масса жидкого металла, т. Т = 200т; b- выход жидкого металла на 1 т лома. Принимаем b = 0,994; W_к – энергия, выделяющаяся при окислении компонентов шихты газообразным кислородом, МДж/т. Принимаем W_к = 140 МДж/т; W_ТКГ – дополнительная энергия, вносимая при сжигании топлива с помощью топливно-кислородных горелок. Принимаем W_ТКГ = 280 МДж/т.

τ_вкл =   = 3 мин.

τ_распл = 3+5=8 мин.

Продолжительность окислительного и восстановительного периода (τ_ок+ τ_вос) принимаем равным 18 мин.

Продолжительность выпуска (τ_вып) зависит от вместимости печи, конструкции летки и технологических операций при выпуске, принимаем 6 мин.

t=6+5+5+8+18+5=47 мин.

Число рабочих суток в  году (Ф) берем равным 330 суток.

Годовая производительность печи (т/год):

П=                                                                                         (2.5)

П= = 1501429,79 т/год

Годовая производительность цеха:

П=1501429,79 т/год

Суточная производительность печи, т/сут:

П_сут= 1440·а·Т/(100·t)                                                                   (2.6)

П_сут = = 4549,8 т/сут.

Суточная производительность цеха, т/сут:

П= П_сут · n_ц = 4549,8 т/сут.

Число плавок по одной печи определяется по формуле, шт.:

n_пл=                                                                                              (2.7)

где М – масса плавки, т

М=                                                                                               (2.8)

М= =148,5 т.

n== 30,6 ≈ 31 шт.

3. Определение количества  технологического оборудования

3.1 Шихтовой пролет

Для погрузо-разгрузочных работ  в копровых цехах и в шихтовом полете ЭСПЦ применяют мостовые краны: магнитные, грейферные, магнитно-грейферные, мульдомагнитные.

Ширина пролета мостового  крана определяется шириной шихтового  пролета ЭСПЦ, которая составляет 30 м.

Лом доставляется в шихтовой пролет 80% контейнерами и 20% россыпью. В  металлозавалке 20% чугуна и 80% лома.

Металлозавалка на одну плавку, т:

G_общ =                                                                                    (3.1)

G_общ = =183,33 т.

Чугуна на 1 плавку, т:

G_чуг = 183,33·0,2=36,666 т.

Лома на одну плавку, т:

G_лом =183,33·0,8=146,664 т.

Определяем суточную потребность  в ломе и чугуне:

Р_{лом сут}= G_лом·п_пл=146,664·31=4546,584 т

Р_{чуг сут}= G_чуг·п_пл=36,666 ·31=1136,646 т

Лом доставленный контейнерами и россыпью, т:

Р_{лом конт}= Р_{лом сут} · 0,8=4546,584 ·0,8=3637,2672 т.

Р_{лом рос}= Р_{лом сут} · 0,2=4546,584 ·0,2=909,3168 т.

Примем, что 50% контейнеров разгружаются сразу в бадью, а 50% контейнеров оставляют на площадке. Контейнер имеет размеры: ширина

а= 3м, длина b= 3м, высота h= 3м.

V_конт = a ·b ·h, м³                                                                (3.2)

V_конт =3 ·3 ·3=27 м³.

В контейнер входит лома, т:

G_лом = V_конт ·η ·ρ,                                                                (3.3)

где: η коэффициент заполнения контейнера, равен 0,8; ρ – плотность  лома, равен 1,6 т/м.

G_лом =27 ·0,8 ·1,9=34,56т.

Число контейнеров для  загрузки лома, рассчитывается:

N_конт = Р_{лом конт}/ G_лом                                                            (3.4)

N_конт ==105,2≈106 контейнеров

Примем, что время оборота  одного контейнера составляет 2 часа, следовательно, количество оборотов одного контейнера за сутки будет равно: n= =12 оборотов.

На площадке контейнеры располагаются  в 6 рядов, учитывая что между рядами должно быть не меньше 1 м, для прохода. В каждом ряду располагается по 21 контейнеру.

Так как 20% лома доставляется россыпью, то для хранения нужно  иметь железобетонные закрома объема:

V_закр = _{, м.}                                                                      (3.5)

где: ρ – плотность рассыпного лома (1,2) т/м; к – коэффициент заполнения (0,8).

Найдем объем бункера:

V_закр = =947,205 м³.

Высота закрома должна быть 2 м, ниже уровня пола и 4 м выше, т.е. общая высота составляет 6 м. ширину принимаем равной 6 м, следовательно  зная эти данные, можно рассчитать длину закрома: ширина а= 6м, длина  b= 31 м, высота h= 6м.

Также нужно рассчитать объем  закромов для чугуна:

V_{закр чуг} = _{, м}³.                                                             (3.6)

где: ρ – плотность чугуна, равный 3т/м; к – коэффициент заполнения контейнера, равен 0,8.

Найдем объем бункера:

V_б = = 473,60 м³.

Высота закрома должна быть 2 м, ниже уровня пола и 74 м выше, т.е. общая высота составляет 6 м. Ширину принимаем равной 6 м, следовательно  зная эти данные, длина закрома  будет равна 16 м.

Число n магнитных, грейферных и магнитно-грейферных кранов определяется соотношением:

n =                                                                         (3.7)

где: G_сут – суточная производительность цеха, т/сут.;

f -  расходные коэффициенты различных материалов электроплавки (лома, шлакообразующих, ферросплавов и др.) на 1 т стали, т/т; Е – время, необходимое для разгрузки и перегрузки 1 т материалов, мин/т; k – коэффициент, учитывающий задолженность крана при выполнении вспомогательных работ (1,15); b – коэффициент использования крана (0,8).

При расчете числа кранов учитываем, что  металлолом, поступающий  в шихтовой пролет, не весь загружается  в бункеры, а частично разгружается непосредственно в саморазгружающиеся бадьи, установленные на самоходных тележках.  Принимаем, что 40% магнитного металлолома с платформ и из полувагонов  разгружается в бадьи, а 60% - в бункера.

Для завалки металлолома  используем мостовой магнитный кран с диаметром электромагнита 2100 вместо 1650 мм, что позволит поднять производительность крана в 2 раза. Для завалки сыпучих  материалов используем грейфер вместимостью 3 м³.

n_{извести} = = 0,286 ≈ 0,29 шт.

принимаем 1 грейферный кран.

n_чугун = =0,98 шт;

n_{металлоллом}= = 1,47 шт;

n = 1,47+0,98=2,45

Принимаем 3 магнитных крана.

Отдельно стоящие отделения  сыпучих порошкообразных материалов располагают рядом с ЭСПЦ, оно  предназначено для приема, подготовки и хранения шихтовых материалов (окатыши, плавиковый шпат, известь, известняк, кокс, твердые раскислители, огнеупорные  порошки и др.).

Все поступившие в отделение  материалы после их переработки  и подготовки подаются по конвейерному тракту или контейнерами в расходные  бункера ЭСПЦ, откуда по мере надобности попадают в печи или разливочные ковши.

Вместимость бункеров для  хранения металлошихты и других материалов (V, м³)определяется суточной производительностью цеха (G_сут, т/сут), насыпной массой шихтовых материалов (γ, т/м) и их нормативными запасами (n, сут) из выражения:

V =                                                                              (3.8)

где: f – расходный коэффициент материалов электроплавки на 1 т стали 0,045, т/т; k – коэффициент заполнения бункера, равный 0,8 для сыпучих материалов; γ – насыпная масса шихтового материала (0,6-0,62); n – нормативный запас извести.

Нормативные запасы (П, сут). Для обеспечения бесперебойной работы электросталеплавильного цеха в нем предусматривается хранение основных материалов в ЭСПЦ составляют, сут: чугуна чушкового 6-10, лома углеродистого 6-10, лома легированного 10-15, агломерата или окисленных окатышей 2-15, плавикового шпата 2-15, магнезитового порошка 2-15, ферросплавов 3-15.

Свежеобожженые доломит  и известь хранят в ЭСПЦ 0,85-2,0 сут, что связано с их склонностью  к гидратации. Тележки с бадьями, загруженные ломом, по перечным путям  передаются из шихтового пролета  в печной, где с помощью завалочных кранов и загружаются в печь.

V_{известь} = = 412,78 м³.

3.2  Печной пролет

Основные параметры печного  пролета представлены в табл. 3.1.

 Таблица 3.1.

Основные размеры печного  пролета электросталеплавильного  цеха

Печной пролет обслуживается  литейными кранами с двумя  или тремя лебедками различной  грузоподъемности.

Грузоподъемность завалочных кранов зависит от емкости печей  и представлена в табл.3.2.

Таблица 3.2.

Грузоподъемность завалочного  крана печного пролета электросталеплавильного  цеха

Таблица 3.3.

Задолженность крана (∑, мин) на плавку при  загрузке печи сверху складывается из следующих операций:

Необходимое число завалочных кранов n_кр определяется соотношением:

n_кр =                                                                                (3.9)

где: А – число плавок в цехе за сутки, пл/сут; ∑ - задолженность  крана за одну плавку, мин/пл; b – коэффициент использования крана (0,8); К – коэффициент, учитывающий выполнение вспомогательных работ (1,1).

n_кр = =2,22 шт.

Принимаем число завалочных кранов равным 3. Загруженность кранов не должна превышать 75%. В цехе 30 плавок, то задолженность всех кранов составляет:

= 74,0 %.

Число шлаковых ковшей (n)

При определении количества шлаковых чаш (n) в цехе принимается, что, во – первых, замена чаш под печами производится после каждой плавки, независимо от степени заполнения ее шлаком; во-вторых, чаши разливочного пролета отправляются в шлаковое отделение после заполнения не более 80% их номинального объема, в – третьих, предусматриваются две резервные чаши. Расчет производится по формуле:

N = · _;                                                           (3.10)

где: К – коэффициент  запаса (1,2); А – число плавок в  цехе за сутки, пл/сут; Т- емкость ДСП, т; К_ш – количество шлака в ДСП, т/т стали (0,11); V_k – объем шлакового ковша (примем 16 м³); q – плотность жидкого шлака; t_об – продолжительность оборота шлакового ковша (2,5 ч).

n=· =2,35≈3шт.

Для вывоза шлака из под  печи используем автошлаковывозы и  автобадьевозы, их количество определяется по формуле, шт:

N =                                                                           (3.11)

где S – время оборота автошлаковоза или автобадьевоза, от 120 мин. До 240 мин.

N = =0,16;

Принимаем 2 автошлаковоза, 2 автобадьевоза т.к. на случай аварии или ремонта у нас должен быть резерв.

3.3 Раздаточный пролет

К основному оборудованию разливочного пролета относятся  сталеразливочные ковши,  оборудованные  шиберным затвором. Стойкость ковшей составляет 15-20 плавок. При среднем  ремонте меняют рабочий слой футеровки  с затратой времени 19-24 ч, затраты  на капитальный ремонт ковша (когда  меняют и арматурный, и рабочий  слой футеровки) составляют 25-32 ч.

Таблица 3.4.