Рефераты
 

Диплом: Технология автоматизация литейных процессов

Диплом: Технология автоматизация литейных процессов

АННОТАЦИЯ

Злобина С.А. Разработка автоматизированной системы управления процессом

раскисления и легирования стали в конвертере в условиях ККЦ-1 ОАО "ЗСМК".

Дипломный проект по специальности "Технология, математическое обеспечение и

автоматизация литейных процессов" (110403). – Новокузнецк, 2002. – 167 с.

Табл. 10, ил. 20, источников 36, приложений 7, чертежей 6 листов.

Автоматизированная система управления, раскисление и легирование стали,

модель, алгоритм, оптимизация, окисленность плавки, угоревшие массы

элементов, расчетные и оптимальные массы ферросплавов, процедура адаптации

коэффициентов пересчета, прогнозирование контролируемых параметров и времени

слива.

Объектом исследования является процесс раскисления и легирования стали в

ковше конвертерного цеха.

В дипломном проекте проведено изучение проектируемой технологии раскисления и

легирования конвертерной стали применительно к ККЦ-1 ОАО "ЗСМК" с целью

снижения экономических затрат на осуществление вышеуказанного процесса.

В работе разработаны методы раскисления и легирования стали с помощью

автоматизированной системы управления, основанной на расчете угоревших масс

элементов

Исполнитель

Злобина С.А.

THE SUMMARY

Slobina S.A. The working automated control system of process of deoxidation

and alloying in converter.

Degree activity on a specialty (110403). – Novokuznetsk, 2002. – 167 p.

Tables 10, pict. 20, orig 36

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ. 7

1 ХАРАКТЕРИСТИКА СУЩЕСТВУЮЩЕЙ ТЕХНОЛОГИИ И СИСТЕМЫ... 8

1.1 Общая характеристика предприятия. 8

1.2 Характеристика конвертерного производства. 14

1.3 Конструкция агрегата и ее соответствие задачам технологии. 19

1.3.1 Система подачи и дозирования сыпучих материалов из

бункеров приемного устройства в расходные бункера конвертерного цеха. 22

1.3.2 Система дозирования и подачи сыпучих материалов и

ферросплавов в конвертер, в ковш при сливе металла, в приемные бункера

установки УДМ... 22

1.4 Проектируемая технология, ее критический анализ и

направление совершенствования 25

1.4.1 Особенности раскисления и легирования конвертерной стали. 25

1.4.2 Технология раскисления и легирования стали,

применяемая в ККЦ-1 ОАО "ЗСМК" 26

1.4.3 Описание организации взаимодействия постов ККЦ-1

при раскислении и легировании стали 28

1.5 Анализ проектируемой системы управления

технологическим процессом и постановка задачи 32

1.5.1 АСУ ТП выплавки стали в конвертере. 32

1.5.2 Постановка задачи. 40

2 ИССЛЕДОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА АВТОМАТИЗИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ.. 41

2.1 Содержательная модель физико-химического механизма процесса. 41

2.1.1 Раскисление марганцем.. 43

2.1.2 Раскисление кремнием.. 44

2.1.3 Раскисление алюминием.. 45

2.2 Разработка математической модели для целей исследования технологии. 46

2.3 Расчеты технологии с использованием разработанной модели. 56

2.4 Исследование и оптимизация технологии на основе

модели и экспериментальных данных 59

2.5 Разработка технологической инструкции и блок-схемы

алгоритма управления технологическим процессом.. 67

3 АЛГОРИТМИЧЕСКОЕ И ИНФОРМАЦИОННОЕ ОБЕСПЕЧЕНИЕ. 70

3.1 Алгоритмическое обеспечение системы управления. 70

3.1.1 Назначение и характеристика системы управления. 70

3.1.2 Алгоритм решения. 72

3.2 Информационное обеспечение. 88

3.2.1 Перечень входных сигналов и данных. 88

3.2.2 Перечень выходных сигналов и данных. 89

4 ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ. 90

5 ОХРАНА ТРУДА И ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ... 96

5.1 Охрана труда. 96

5.1.1 Анализ условий труда в вычислительном центре. 96

5.1.2 Анализ условий труда в ККЦ-1. 100

5.1.3 Мероприятия по безопасности труда. 102

5.1.4 Мероприятия по производственной санитарии. 103

5.1.5 Пожарная безопасность. 104

5.2 Охрана окружающей среды.. 106

ЗАКЛЮЧЕНИЕ. 109

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ ИНФОРМАЦИИ.. 110

ПРИЛОЖЕНИЕ 1. 113

ПРИЛОЖЕНИЕ 2. 114

ПРИЛОЖЕНИЕ 3. 115

ПРИЛОЖЕНИЕ 4. 116

ПРИЛОЖЕНИЕ 5. 117

ПРИЛОЖЕНИЕ 6. 163

Обозначения элементов в блок-схемах алгоритма

раскисления и легирования стали. 163

ПРИЛОЖЕНИЕ 7. 165

Мероприятия при чрезвычайных ситуациях. 165

ВВЕДЕНИЕ

В настоящее время на предприятиях черной металлургии наблюдается значительный

дефицит ферросплавов. Кроме того, требуется выпуск продукции,

конкурентоспособной на внутреннем и внешнем рынках. Конкурентоспособность во

многом определяется стоимостью и качеством продукции, которые в свою очередь

определяются количеством отдаваемых при раскислении и легировании

ферросплавов. Причем для повышения качества металла требуется отдавать

ферросплавов, как правило, больше, а для снижения стоимости раскисления и

легирования стали меньше. Поэтому сегодняшняя ситуация в производстве и на

рынке ставит задачу оптимизации расхода ферросплавов при раскислении и

легировании стали.

В дипломном проекте предложен вариант решения такой задачи путем расчета

раскислителей и легирующих не по эмпирическому коэффициенту угара, имеющему

слабую технологическую и управленческую интерпретацию, а по угару элементов,

который более плотно и точно характеризует процесс раскисления и легирования.

Кроме того, для подстройки коэффициентов определения угоревших масс

используется процедура их адаптации. Оптимизация процесса состоит в введении

в сталь необходимых масс элементов с учетом их угара, имея при этом более

экономичную технологию процесса раскисления и легирования стали, более

высокие свойства проката. Оптимизация процесса раскисления и легирования

осуществляется процедурой минимизации критерия, имевшего в своем составе

ценовую составляющую и составляющие, определяющие отклонение расчетного

состава стали от заданного. Причем коэффициенты при соответствующих

составляющих являются подстраиваемыми и можно путем их изменения

ориентировать расчетный алгоритм как на более экономичную технологию, так и

на получение высоких и механических свойств проката.

1 ХАРАКТЕРИСТИКА СУЩЕСТВУЮЩЕЙ ТЕХНОЛОГИИ И

СИСТЕМЫ

1.1 Общая характеристика

предприятия

Открытое акционерное общество "Западно-Сибирский металлургический комбинат"

(ОАО "ЗСМК") расположен в городе Новокузнецке Кемеровской области, имеет

полный замкнутый металлургический цикл и является крупнейшим предприятием

отрасли в Сибирском регионе страны.

Первые металлургические агрегаты комбината – коксовые батареи, доменная печь

– были введены в эксплуатацию в 1963-1964 годах. Последним в эксплуатацию

(1976 г.) был введен непрерывный среднесортный стан 450.

Западно-Сибирский металлургический комбинат сегодня включает в себя

коксохимическое производство; агломерационно-известковое производство;

доменный цех, в составе которого находятся три доменные печи; сталеплавильное

производство, имеющее два конвертерных цеха; прокатное производство; метизное

производство. Продукцией комбината являются чугун, сталь, прокат, кокс и

проволока.

В настоящее время на комбинате интенсифицируются действующие и внедряются

новые технологические процессы с использованием автоматических систем

управления на базе электронно-вычислительных машин, осваиваются новые

экономичные виды продукции и повышается качество производимой продукции.

Рассмотрим основные производства металлургического комбината. Доменный цех

имеет в своем составе:

v три доменные печи суммарным полезным объемом 8000 м3

(доменные печи №1 и №3 по 3000 м3, доменная печь №2 - 2000м3

);

v отделение по приготовлению заправочных материалов;

v четыре разливочных машины со складом холодного чугуна;

v отделение по ремонту чугуновозных и шлаковозных ковшей;

v участок шихтоподачи;

v две центральные вытяжные станции.

В доменном цехе применяют агломерат собственного производства (70-90%),

окатыши качканарские (10-20%), руды (5-15%), металлодобавки (до 5%), кокс

собственного производства (90-100%), кокс привозной (до 10%).

Для перевозки чугуна в конвертерные цеха используются чугуновозные ковши

емкостью 140 т и ковши миксерного типа емкостью 420 и 150 т. Для перевозки

шлака используются шлаковые ковши с емкостью чаши 16.5 м3. для

производства 4.5 млн. т чугуна ежегодная потребность в железорудном сырье

составляет 8 млн. т., в коксе металлургическом – 2.3 млн. т.

Перед загрузкой в доменную печь из железорудной шихты и кокса отсеиваются

мелкие фракции. Вся загружаемая в доменные печи шихта взвешивается в

специальных весовых воронках с регистрацией полученных данных автоматической

системой управления. Загрузка доменных печей производится скиповыми

подъемниками. Для корректировки основности шлака используется кварцит и

конвертерный шлак. С целью интенсификации процесса плавки дутье печей

обогащается кислородом до 28-28.5%.

В доменном цехе функционирует информационно-управляющий комплекс, включающий

в себя АСУ дозирования шихты, АСУ регулирования основности шлака, АСУ

загрузочными устройствами, АСУ по учету количества и качества выплавляемого

чугуна.

В состав сталеплавильного производства входят конвертерные цеха №1и №2, цех

подготовки состава, смоломагнезитовый цех, копровый цех, цех ремонта

металлургических печей, цех ремонта сталеплавильного оборудования.

Сталеплавильное производство является ключевым в технологической цепочке

производства продукции на комбинате.

Кислородно-конвертерный цех №1 (ККЦ-1) эксплуатируется в составе трех

конвертеров емкостью 160 т каждый. Проектная производительность цеха

составляет 3.5 млн. т стали в год. В состав ККЦ-1 входят конвертерное,

миксерное, дымососное отделения, отделение шихтовых и магнитных материалов,

приемное устройство с трактом подачи сыпучих материалов, шлаковый двор. В

конвертерах выплавляются углеродистые, конструкционные, низколегированные,

легированные и обыкновенного качества стали. Вся выплавляемая сталь

разливается в изложницы сверху в двух разливочных пролетах.

В цехе имеются три установки доводки металла (УДМ), расположенные над

сталевозными путями. На них производится усредняющая продувка стали в ковше

инертными газами через погруженные фурмы, а также отбор проб металла на

химический анализ, замер температуры и окисленности металла.

В разное время в цехе были разработаны и опробованы технологии

комбинированной продувки с подачей нейтрального газа через донные фурмы, а

также технология переработки повышенной доли лома (до 100%).

Кислородно-конвертерный цех №2 (ККЦ-2) введен в эксплуатацию в мае 1974 года

в составе двух конвертеров №4 и №5 емкостью 350 т каждый. Проектная

производительность цеха составляет 4.2 млн. т стали в год.

ККЦ-2 состоит из конвертерного и дымососного отделений, отделений разливки

стали в изложницы и непрерывной разливки стали, приемного устройства с

трактом подачи сыпучих материалов в конвертерное отделение и перегрузочного

устройства, отделения перелива чугуна, шлакового двора и отделения магнитных

материалов.

Над сталевозными путями между конвертерным и разливочным отделениями

установлены УДМ, на которых производится усреднение, корректировка металла по

химическому составу и температуре продувкой через погруженные фурмы инертным

газом.

Часть выплавляемой стали разливается в изложницы. В отличие от ККЦ-1

сталеразливочный ковш оборудован двумя шиберными затворами, и разливка

ведется сразу в две изложницы, что ускоряет процесс разливки.

В отделении непрерывной разливки стали установлена трубная машина

непрерывного литья заготовок. В перспективе развития ККЦ-2 полный перевод на

непрерывную разливку стали с установкой двух сортовых машин непрерывного

литья заготовок и установок внепечной обработки типа "печь-ковш".

Цех подготовки состава вводился в эксплуатацию в составе двух очередей.

Первая очередь цеха началась эксплуатироваться в 1969 году в составе:

1. двора изложниц №1, предназначенного для подготовки

составов с изложницами под разливку сталей;

2. отделения разливания слитков №1, где принимаются составы с

наполненными изложницами и освобождаются затвердевшие слитки от изложниц;

3. отделения лакосмазки изложниц №1;

4. отделения гидроочистки №1;

5. склада слитков №1 и №2.

Вторая очередь цеха была введена в эксплуатацию в мае 1974 года с вводом в

действие ККЦ-2.

Назначение копрового цеха – переработка металлолома и отходов прокатного

производства при помощи огневой и механической резки, пакетирования, удара и

взрыва для конвертерных и литейного цехов комбината, а также отгрузки на

сторону.

В составе цеха:

1. Отделение огневой и механической переработки лома. В

отделении установлено пять мостовых кранов грузоподъемностью по 16 т, два

магнитных крана грузоподъемностью по 15 т и четыре грейферных крана

производительностью 45-55 т/ч.

2. Копровое отделение состоит из двух закрытых бойных залов и

склада негабаритного скрапа. Бойные залы оборудованы кадровыми кранами

грузоподъемностью 15 т. Открытая крановая эстакада оборудованы двумя

мостовыми магнитными кранами грузоподъемностью 30/50 т. Весь крупный скрап

большого сечения подвергается дроблению на габаритные куски. Дробление

производится ударом 10-тонного металлического шара, падающего с высоты 25 м.

3. Взрывное отделение оборудовано мостовым краном

грузоподъемностью 80/20 т и взрывной ямой. Металлические массивы,

неподдающиеся дроблению в копровом отделении, подаются во взрывное отделение,

где дробятся взрывом во взрывной яме. Габаритные куски раздробленного взрывом

металла грузятся в вагоны.

4. Два напольных склада металлолома с четырьмя

железнодорожными тупиками и двумя железнодорожными кранами грузоподъемностью

по 25 т.

Пресс-ножницы 40-340 установлены в отделении огневой и механической

подготовки лома; производительность 10-30 т/ч обеспечивается при максимальном

усилии каждого реза и непрерывной подачи.

Кроме выше перечисленных отделений, в состав копрового цеха вошел ранее

существовавший отдельно цех подготовки сталеплавильного производства, в

состав которого входят склад ферросплавов, отделение сушки руды и боксита,

склады огнеупоров и открытые площадки для хранения огнеупоров.

Смоломагнезитовый цех введен в эксплуатацию в декабре 1969 года. Цех

выпускает магнезиальные известковые огнеупоры на смоляной связке методом

безобжигового полусухого прессования для нужд конвертерных цехов комбината.

Проектная производительность цеха 60 тыс. т огнеупора в год.

Цех состоит из приемного устройства магнезита; склада магнезита (железобетонный

силос емкостью 600 м3); из отделения дробления и сортировки, где

имеются два грохота ГВП-1А, элеватор, двухвалковая дробилка, пневмокамерный

насос, два ленточных конвейера, четыре шиберных затвора, два пересыпных

устройства; из склада смолы, в котором разогревают, обезвоживают и принимают

смолу. Имеются в цехе также галерея №1, которая служит связующим звеном между

приемным устройством и силосным складом магнезита; галерея №2 связывает

отделение сортировки и главный корпус, в котором рассеивают и подают материалы

в бункера по фракциям помола материала, дозируют и смешивают.

В 1983 году в эксплуатацию был введен участок по приготовлению торкрет-массы

производительностью 12 млн. т/год.

Персонал цеха ремонта металлургических печей производит замену футеровки

конвертеров ККЦ-1 и ККЦ-2.

Ремонт сталеплавильного оборудования, изготовление головок кислородных фурм –

основные задачи цеха по ремонту сталеплавильного оборудования.

Прокатное производство включает в себя обжимной, сортопрокатный и

вальцетокарный цеха.

В состав обжимного цеха входят блюминг 1250, непрерывно-заготовочный стан

850/750/500, отделение нагревательных колодцев, склад полупродукта, помещения

для подачи и хранения коксика и уборки шлака. Проектная мощность блюминга по

всаду составляет 6 млн. т/год, производственная мощность 6.3 млн. т.

Нагрев слитков под прокатку производится в нагревательных рекуперативных

колодцах, отапливаемых одной верхней горелкой.

Сортопрокатный цех в своем составе имеет два мелкосортных стана 250,

проволочный стан 250 и среднесортный стан 450.

1.2 Характеристика конвертерного производства

Кислородно-конвертерный цех №1 эксплуатируется в составе трех конвертеров,

один из которых в настоящий момент находится в ремонте. В состав ККЦ-1 входят

конвертерное, миксерное и дымососное отделения, отделение шихтовых и

магнитных материалов, приемное устройство с трактом подачи сыпучих

материалов, шлаковый двор.

Рассмотрим технологию выплавки и разливки стали в ККЦ-1.

Для выплавки стали в качестве шихтовых материалов используются жидкий чугун и

металлолом. Жидкий чугун должен подаваться из доменного цеха в предварительно

очищенных чугуновозных ковшах с минимальным количеством шлака. Чугун

сливается в миксеры или переливается в заливочный ковш только после получения

результатов химического анализа проб, отобранных на выпуске чугуна. Чугун в

цех должен поставляться следующего химического состава: 0.4-0.8% Si; 0.5-0.7%

Mn; S не более 0.03%; P не более 0.28%. Чугун из ковшей должен сливаться

полностью, запрещается возвращать доменному цеху ковши с неполностью слитым

чугуном.

Расходуемый на плавке чугун подается как путем прямого перелива из доменного

ковша в заливочный ковш, так и через миксеры. При работе через миксеры

неснижаемый запас чугуна в каждом миксере должен быть не менее 600 т. Снятие

ограничителей не допускается при ремонте одного из миксеров, неснижаемый

запас чугуна в работающем миксере должен быть не менее 500 т. Выдача чугуна

при наличии в работе двух миксеров и их наполнение производится поочередно с

таким расчетом, чтобы один из них выдавал чугун, а другой находился на

заполнение до полной емкости или отстое. Взвешивание наливаемого чугуна

производится с использованием локальной АСУ. При сливе чугуна из миксера

миксеровой отбирает пробу из носка миксера после наполнения чугуном 1/2 ковша

и немедленно отправляет ее пневмопочтой в лабораторию. Температура чугуна

замеряется в ковше термоблоком и должна быть не ниже 1320°С.

Металлолом, используемый в конвертерной плавке, должен быть размеров,

обеспечивающих свободную загрузку в конвертер. Привозной лом, пакеты,

блюминговая обрезь хранятся на шихтовом дворе раздельно в специально отведенных

местах. Запрещается использовать в шихту промасленную стружку, а также лом,

загрязненный горюче-смазочными материалами (серой или фосфором), не очищенный

от резины и цветных металлов (цинка, олова, свинца, меди и др.), не

освобожденный от взрывоопасных и легковоспламеняющихся предметов и материалов,

а также снега, льда и закрытых сосудов. Весь металлолом, подаваемый к

конвертерам, провешивается. Лом доставляется в совках объемом 40 м3,

загружаемых в копровом цехе или на шихтовом дворе конвертерного цеха. Дозировка

до заданного веса производится на шихтовом дворе блюминговой обрезью и

недоливками. На шихтовом дворе в совки сначала загружаются пакеты и легковесный

металлолом, а затем до заданного веса загружаются обрезь и недоливки. Недоливки

загружаются ближе к торцевой стенке совка.

Для наводки шлака применяется свежеобоженная известь, вместо нее допускается

использование твердого конвертерного шлака. Для разжижения шлака в процессе

продувки применяется концентрат плавикошпатовый, уртит, флюоритокарбонатная

руда (ФКР) и огарки угольной футеровки алюминиевых электролизеров.

Температурный режим регулируется коксом, антрацитом, сырым доломитом.

Раскиление и легирование производится в ковше при выпуске плавок из

конвертера ферромарганцем, ферросилицием, марганцевой лигатурой,

силикомарганцем, феррохромом, ферротитаном, ферробромом, феррованадием,

алюминием, серым колчеданом, силикокальцием и феррофосфором. Все раскислители

и легирующие материалы должны удовлетворять требованиям соответствующих

ГОСТов и ТУ, применяться дробленными в кусках не более 50 мм.

Плавку начинают с завалки лома в конвертер (лом предварительно подогревают до

800°С и выше). Одновременно с загрузкой лома в конвертер подают

углеродсодержащие материалы (кокс, антрацит). В процессе подогрева лома через

верхнюю фурму подается кислород. После окончания подогрева лома в конвертер

заливают чугун. В процессе заливки чугуна и для последующей продувки должен

использоваться кислород чистотой не менее 99.5% и давлением не ниже 15 атм с

содержанием азота не более 0.1%. продувка ведется сверху через пятисопловую

фурму с расходом кислорода 350-450 м3/мин. Положение фурмы в течение

первых 3-4 мин продувки поддерживается на высоте 2-2.6 м от уровня жидкого

металла, после чего продувка ведется при высоте фурмы 1.2-1.6 м. Режим

окончания продувки должен обеспечить получение жидкоподвижного уваренного

шлака. Содержание общих окислов железа в шлаке рекомендуется иметь не более

28%, а основность – не менее 2.8. Момент окончания продувки определяется по

количеству израсходованного кислорода, времени продувки визуально по виду

факела. По окончанию продувки производится повалка конвертера, отбор проб

металла и шлака, замер температуры металла термоблоком. Проба металла

раскисляется в ложке чистой алюминиевой проволокой из расчета получения в пробе

не более 0.5 % алюминия и заливается в металлический стаканчик. Отобранные

пробы охлаждаются и немедленно отправляются в экспресс-лабораторию. В пробе

металла определяется содержание углерода, марганца, серы, фосфора, хрома,

никеля, меди, при необходимости определяют содержание других элементов. В пробе

шлака определяют содержание окиси кальция, кремнезема, закиси железа и

марганца, окиси магния. Температура металла перед выпуском плавки из конвертера

рекомендуется иметь не выше 1650°С.

Доводка металла осуществляется на установке доводки металла (УДМ). На

сталеразливочный ковш с металлом опускается защитная футерованная крышка.

Фурма опускается в расплав на 85-95% глубины расплава в ковше, и производится

кратковременная продувка аргоном с целью усреднения химического состава и

температуры стали. После замера температуры и отбора пробы, если химический

состав и температура не соответствуют ГОСТу, в ковш в любой

последовательности дозируются требуемые ферросплавы, алюминиевая проволока,

порошкообразные материалы и металлическая сечка. Затем вновь следует продувка

аргоном. Материалы в весодозирующуюся систему УДМ подаются из системы

дозирования конвертерным отделением. Микролегирующие добавки и металлическая

сечка подаются в саморазрушающихся контейнерах краном. Все подаваемые

материалы взвешиваются и дозируются. Порошкообразные материалы вдуваются в

струе аргона. При науглероживании вдувается порошок графита или кокса.

Алюминиевая проволока подается в ковш трайб-аппаратом. Доменный шлак подается

через труботечку из системы весового дозирования сыпучих. После завершения

обработки фурмы выводится из ковша, а ковш сталевозом увозится с УДМ и

выдается в один из разливочных пролетов, медленно поднимается краном и

транспортируется к площадке для установки цилиндра дистанционного управления

шиберного затвора. Затем ковш подается к составу с изложницами

устанавливается над составом так, чтобы центр коллектора совпадал с центром

изложницы, а расстояние между коллектором и верхнем торцом изложницы или

утеплителя не превышало 200 мм. С помощью установки для дистанционного

управления открывается шиберный затвор, засыпка сдувается направленной струей

воздуха. Если после открытия шиберного затвора металл из ковша не идет, ковш

поднимается над изложницей, и сталеразливочный канал прижигается кислородом.

Открытие шиберного затвора производится плавно, на половину струи

продолжительностью до 15 с, после чего наполнение изложницы производится

полной струей. Запрещается прерывать струю и обрабатывать коллектор

кислородом во время наполнения тела слитком. Струя металла должна быть ровной

(без веера, разбрызгивания), вертикальной и центрированной по сечению

изложниц. При необходимости скорость наполнения изложниц регулируется путем

промывки коллектора кислородом между заполнением изложниц. При этом нужно

следить затем, чтобы металл не попадал на сцепку тележек. Разрешается

промывка стакана-коллектора кислородом на спокойных марках стали после

наполнения тела слитка без перекрытия шиберного затвора или с сокращением

струи. При разливке стали коллектор очищается от настылей, которые сбиваются

между изложницами при перемещении ковша с одной изложницы на другую.

Разрешается сбивать мелкие полужидкие начинающиеся образовываться настыли во

время наполнения изложниц, но при этом не допускается попадания сбитых

настылей в изложницы. Во время наполнения последнего слитка следят за

появлением шлака. При его появлении шиберный затвор немедленно перекрывается.

пробы для определения плавочного химического состава отбирается разливщиком

после разливки примерно половины металла ковша. От первого и трех последних

слитков отбираются контрольные пробы. Контрольная проба от последнего слитка

отбирается после наполнения 2/3 изложницы.

1.3 Конструкция агрегата и ее соответствие задачам технологии

Учитывая тему данного дипломного проекта и возникающую вместе с ней

необходимость более подробного рассмотрения процесса раскисления и

легирования стали, наиболее целесообразно взять в качестве агрегата систему

подачи и дозирования сыпучих материалов и ферросплавов. Ферросплавы

подвергаются рассмотрению исходя из того, что они принимают непосредственное

участие в процессе раскисления и легирования стали. Поэтому важно знать,

каким образом ферросплавы поступают к месту протекания химических реакций

раскисления и легирования.

Система подачи и дозирования сыпучих материалов и ферросплавов включает

систему подачи и дозирования из приемных бункеров приемного устройства в

расходные бункера конвертерного цеха и систему дозирования и подачи сыпучих

материалов и ферросплавов из расходных бункеров конвертерного цеха в

конвертер (для каждого конвертера своя система), в ковш при сливе металла, в

приемные бункера УДМ (рис.1).

Обозначения к рис.1:

РБФ – расходные бункера ферросплавов;

РБС – расходные бункера сыпучих материалов;

УДМ – установка доводки металла;

ВП – воронка приемная;

V1.V18 – вибраторы ИВ-98 расходных бункеров 1.18;

P1V.P6V, P9V, P10V, P13V.P18V – питатели вибрационные расходных бункеров 1.6,

9, 10, 13.18;

P7G, P8G, P11G, P12G – питатели-грохоты расходных бункеров 7, 8, 11, 12;

W1F.W3F, W10F.W12F – бункерные весовые дозаторы 1.3, 10.12 ферросплавов;

W4S.W9S – бункерные весовые дозаторы 4.9 сыпучих материалов;

Рисунок 1 - Система подачи сыпучих материалов и ферросплавов в конвертер,

ковш и на УДМ

PW1F, PW2F, PW10F, PW11F – питатели вибрационных весов W1F, W2F, W10F, W11F;

ZW3F, ZW4S,ZW6S, ZW8S, ZW9S, ZW12F – затворы весов W3F, W4S, W6S, W8S, W9S,

W12F;

PW5SL, PW7SL – питатели ленточных весов W5SL, W7SL;

HP1.HP8 – шибер перекидной 1.8;

ТК1.ТК4 – течки качающиеся 1.4;

ЕК1.ЕК4 – печи прокаливания 1.4 ферросплавов;

РЕК1, РЕК2 – питатели печей прокаливания ферросплавов;

УР1, УР2 – устройства поворотные 1,2;

N51.N54 – промежуточные бункера 51.54;

Z51, Z53, Z54 – затворы промежуточных бункеров 51, 53, 54;

P52M – питатель промежуточного бункера мелочи 52.

Современная проектируемая технология раскисления и легирования стали должна

предусматривать подачу ферросплавов в несколько этапов (несколькими

порциями), в том числе на различных агрегатах. По заданной технологии

наибольшая порция (основное раскисление и легирование) ферросплавов подается

при сливе металла в ковш, а уточненное ("тонкое") раскисление и легирование

осуществляется на УДМ. В данном дипломном проекте поставлена задача расчета

раскислителей и легирующих для подачи их в ковш при сливе металла из

конвертера. Данный алгоритм пригоден также и для расчета ферросплавов для

следующих этапов раскисления и легирования с дополнительным уточнением

настроек.

Рассмотрим систему подачи и дозирования сыпучих материалов и ферросплавов

более подробно.

1.3.1 Система подачи и дозирования сыпучих материалов

из бункеров приемного устройства в расходные бункера конвертерного цеха

Загрузка сыпучих материалов и ферросплавов в бункера приемного устройства

производится автомобильным транспортом. К сыпучим материалам относятся

известь, кокс и плавиковый шпат. Сыпучие материалы и ферросплавы из бункеров

нечетной линии приемного устройства питателями, а известь – питателями-

грохотами по конвейерам с помощью разгрузочной тележки подаются в расходные

бункера конвертерного цеха нечетной линии, а из бункеров четной линии

приемного устройства сыпучие материалы и ферросплавы подаются в расходные

бункера четной линии. При помощи перекидных шиберов возможна передача

материалов из четных бункеров приемного устройства в нечетные бункера

пролета, а из нечетных бункеров – в четные. Необходимое количество материалов

задается и регулируется двумя электронно-тензометрическими конвейерными

весами, установленными на конвейерах.

1.3.2 Система дозирования и подачи сыпучих материалов

и ферросплавов в конвертер, в ковш при сливе металла, в приемные бункера

установки УДМ

Подача сыпучих материалов из расходных бункеров цеха в конвертер

осуществляется следующим образом. Известь фракцией более 10 мм из бункеров 7,

8, 11, 12 питателями-грохотами P7G, P8G, P11G, P12G подаются в бункерные

весы-дозаторы W5S, W7S, а из них ленточными питателями PW5SL, PW7SL в

промежуточные бункера БП-1, БП-2. Отсев извести после грохотов по течкам

спускается в бункер мелочи БМ. Кокса и плавиковый шпат из бункеров 5 и 6

соответственно питателями P5V, P6V подается в бункерные весы-дозаторы W4S, а

затем через перекидной шибер НР-3 в промежуточный бункер БП-1 и в конвертер.

Кокс может быть отдан из бункера 13 питателем P13V через W8S в БП-2 и в

конвертер. Руда из расходных бункеров 9, 10 питателями P9V, P10V подается в

бункерные весы-дозаторы W6S, а из них через перекидной шибер НР-5 в

промежуточные бункеры БП-1 или БП-2, из которых через систему затворов

осуществляется двухсторонняя подача сыпучих в конвертер.

Подача отсева извести из бункера мелочи главного корпуса в ковш при сливе

металла происходит согласно рис. 1. Отсев мелочи извести фракцией менее 10 мм

от питателей-грохотов P7G, P8G, P11G, P12G, установленных под расходными

бункерами 7, 8, 11, 12, подается в бункер мелочи БМ, а из него питателями

Р52М в весовой дозатор W9S и далее при открытии его челюстного затвора ZW9S –

в ковш при сливе металла.

Подача ферросплавов и сыпучих материалов из расходных бункеров цеха в ковш

при сливе металла, а также в приемные бункера установки УДМ, выполняется

согласно рис.1. Ферросплавы из расходных бункеров 1.4, 15.18 питателями

P1V.P4V, P15V.P18V подаются в бункерные весы-дозаторы W1F, W2F, W10F, W11F, а

из них питателями PW1F, PW2F, PW10F, PW11F через перекидной шибер НР-1, НР-7

качающимися течками ТК1, ТК4 поступают в одну из печей прокаливания

ферросплавов ЕК1, ЕК4. После прокаливания ферросплавы с температурой 400°С

выдаются в общую на две печи приемную воронку ВП, а из нее питателями РЕК1,

РЕК2 через НР-2, НР-8 в весовые дозаторы W3F, W12F прокаленных ферросплавов,

затем при открытии их челюстных затворов ZW3F, ZW12F в ковш при сливе металла

либо из ВП питателями РЕК1 или РЕК2 через НР или НР* на поворотные устройства

УР1 или УР2, затем в бункера 25.28 и на УДМ. Кокс и шпат из расходных

бункеров 5, 6 соответствующими питателями P5V, P6V подаются в бункерные весы-

дозаторы W4S, а затем через перекидной шибер НР3 в промежуточный бункер БП-3

и в ковш.

Доменный гранулированный шлак, необходимый для предотвращения остывания

металла, из бункера 14 питателем P14V подается в весовой дозатор W8S, затем

через шибер НР6 в бункер 29 и на УДМ.

Предлагаемая технология позволяет выдерживать временные интервалы подачи

сыпучих материалов и ферросплавов в соответствие с табл.1.

Данная система подачи и дозирования сыпучих материалов и ферросплавов

рассчитана на реальные массы подаваемых материалов и устроена таким образом,

что при необходимости подачи какого-либо материала в течение процесса

выплавки стали позволит быстро и точно выдавать нужный материал в конвертер,

ковш и на УДМ.

Таблица 1 - Показатели подачи сыпучих материалов и ферросплавов

Вид материалаМаксимальное количество, подаваемое на плавку, тВес одной порции, тВремя набора, выдачи одной порции, минТемпература ферросплавов, °С
Кокс, плавиковый шпат20.5-21-
Известь51-51-

1.4 Проектируемая технология, ее критический анализ и

направление совершенствования

1.4.1

Особенности раскисления и легирования конвертерной стали

В кислородно-конвертерном процессе применяют два метода раскисления и

легирования стали: с предварительным раскислением в конвертере и

окончательным в ковше; с раскислением только в ковше.

Применение предварительного раскисления в кислородном конвертере оправдано,

так как в агрегате после конца продувки не происходит окисление металла

вследствие поступления кислорода из атмосферы, а наблюдается лишь некоторое

окисление за счет шлака, причем при малой поверхности контакта его с

металлом. Это уменьшает угар раскислителей, исключает повторное кипение ванны

и облегчает получение заданного содержания углерода. Кроме того,

предварительное раскисление в конвертере не повышает содержание водорода в

металле, однако вызывает восстановление фосфора, что требует хорошей

дефосфорации перед раскислением. Этот метод раскисления стали применяется при

выплавке конструкционной марки стали с хромом. Для предупреждения

значительного восстановления фосфора осуществляется глубокая дефосфорация

металла и удаление части шлака с наводкой нового. После скачивания первого

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5, 6


© 2010 BANKS OF РЕФЕРАТ