Расчет потребности в основном оборудовании

Производительность скипового подъемника из-за неравномерности загрузки во времени и возможным увеличением производительности ДП рассчитывают с запасом, чтобы загруженность подъемника не превышала 60–75% производительности. Эту зависимость выражают расчетным коэффициентом загруженности подъемника К_р - отношение потребного для печи с заданной производительностью числа подач (Z_П) к теоретически возможному числу подачи (Z_T) при непрерывной работе подъемника, т. е.

K_p=(Z_П/Z_Т)100£60¸75.

Расчет производительности подъемника заключается и том, что находят величины Z_П я Z_Т и вычисляют К_р; если величина К_р >60¸75%, то необходимо изменение параметров подъемника (увеличение вместимости скипа и др.), чтобы величина K_р снизилась до требуемой.

Теоретически возможная производительность скипового подъемника (возможное число подач) Z_T = 24 × 60 × 60/t подач в сутки, где t – время подъема одной подачи, с

t=n_K(t_П + t_к)+n_ж(t_П + t_ж),

где t_П– время подъема скипа на колошник, с; t_к и t_ж - время остановок скипа при загрузке соответственно кокса и железосодержащей части шихты в скип, с; n_к и n_ж – число скипов кокса и железосодержащих материалов в подаче.

Время подъема скипа 35–50 с учетом длины подъемника, скорости движения, время разгона в начале пути и торможения в конце; время стоянки скипа при загрузке кокса составляет 12–15 с, при загрузке железосодержащей части шихты 16–20 с.

Необходимое число подач (Z_П) определяют по заданной суточной производительности ДП (П_с, т/сут). С учетом величины удельного расхода кокса и железосодержащей шихты на 1 т чугуна суточный расход кокса Q_K= (0,35¸0,50)П_с, т/сут, а суточный расход железосодержащей шихты Q_ж= (1,75¸2,1)П_с, т/сут. Необходимое число подач по коксу Z_П = Q_к/(Р_кn_к), где Р_к – масса кокса в скипе, т. Аналогично определяют необходимое число подач по железосодержащей части шихты и для расчета коэффициента загруженности подъемника К_р берут большую величину.

Масса материала в скипе P=V_cк qk, где V_ск – объем скипа, м³; q – насыпная плотность материала, т/м³; k=0,85– коэффициент заполнения скипа.

Насыпная плотность кокса ~0,45; агломерата 1,9; окатышей 1,9 т/м³. Требуемая производительность скипового подъемника обычно достигается при объеме скипа V_ск =0,0065 ×V_П, где V_П – полезный объем печи.

Производительность вагон-весов зависит от их грузоподъемности и организации совместной работы со скиповым подъемником. Средняя часовая производительность вагона П_ч=3600Рk/t (т/ч), где Р - грузоподъемность вагон-весов, т; k = 0,9–коэффициент заполнения карманов; t – длительное п. цикла работы вагон-весов (с), включающая время набора материала из бункеров и их разгрузки в скип, передвижения от скиповой ямы к соответствующим бункерам и обратно и время простоя в ожидании скипов. Величину t определяют путем построения графика совместной работы вагон-весов и скипового подъемника. Длительность определяемого таким образом цикла достигает 250 с, хотя длительность собственно доставки очередной порции материалов вагоном не превышает 1 мин.

Производительность, скорость и ширину ленты конвейерного подъемника определяют с учетом следующих условий:

а) конвейер работает непрерывно, выдавая материалы с помощью подвижной воронки поочередно в один из двух бункеров загрузочного устройства печи;

б) порции шихты укладывают на ленту с разрывами, необходимыми для срабатывания распределительной воронки. Коэффициент снижения производительности подъемника из-за разрывов между порциями шихты y_с = 0,6¸0,8; определяется: y_с = t_ш/(t_ш + t_ои), где t_ш – длительность транспортировки лентой порции шихты одной подачи (одного цикла); t_ои - общая длительность интервалов между порциями шихты в одной подаче, мин.

t_ои =nt_и, где n – число порций шихты в подаче; t_и – интервал между порциями шихты. Минимальное значение t_и равно длительности срабатывания распределительной воронки (15–35 с зависимости от конструкции загрузочного устройства), максимальное значение t_и определяется программой загрузки шихты данной печи.

Величина t_ш=V/(Fv), где V – объем всех порций шихты в подаче, м (максимальный объем одной порции равен объему бункера загрузочного устройства, т. е. 50–80 м³); v – скорость движения ленты (обычно 2 м/с). F - площадь поперечного сечения материала на ленте, которую при желобчатой ленте (угол желобчатости 30°) и транспортировке среднесыпучих материалов (j₁=15°) приближенно можно считать F=0,18×В²×tgl5°×2,28 =0,11×В² (В– ширина ленты, м);

в) система загрузки должна позволять повышать производительность печи по сравнению с номинально необходимой на 50–70%, т. е. коэффициент форсирования печи y_ф = 1,5¸1,7.

С учетом этих коэффициентов и заданной (минимальной) производительности ДП по жидкому чугуну (П_ч, т/сут) потребная суточная объемная производительность подъемника (м³/сут)

где q_к и q_ж – соответственно насыпная плотность кокса (0,45 т/м³) и железосодержащей части шихты (1,9 м³/т для агломерата и окатышей); y_ф = 1,5¸1,7– коэффициент форсирования печи; y_с –коэффициент снижении производительности из-за разрывов порций на ленте подъемника.

Возможная объемная производительность (П_в, м³/сут) наклонного желобчатого (угол желобчатости 30°) конвейера при транспортировке среднесыпучих грузов (j₁=15°) определяется по формуле

П_в = 24 × 400 × В² × v (К/К_н), м³/сут,

где В – ширина ленты, м; v – скорость движения ленты, м/с; К - коэффициент снижения производительности наклонного конвейера (0,95 при угле наклона 10–15°); К_н – коэффициент неравномерности (1,0–1,1 при загрузке материалов на ленту питателями). Если принять, что К_н=1,05, то величина П_в=8680×В2×v, м³/сут. Подставив найденные значения П_в и П_п в равенство П_в = П_п, можем из него определить необходимую ширину В ленты подъемника, задав скорость ее движения v, либо определить необходимую скорость v, задав величину В.

При конвейерном колошниковом подъеме на ДП объемом 3200–5000 м³ применяют ленту шириной 2000 мм при скорости ее движения 2 м/с, что соответствует производительности конвейера по агломерату и окатышам ~3500 т/ч и с запасом обеспечивает требуемый темп подачи шихты на колошник.

Объем бункеров бункерных эстакад рассчитывают на хранение 8–12 ч запаса агломерата и окатышей и 5–8 ч запаса кокса.

Производительность вагоноопрокидывателя (П, вагонов в сутки) определяют по формуле П= (1440–t_п)/t_р, где t_р – задолженность вагоноопрокидывателя на разгрузку одного вагона, мин; t_п – время простоев в сутки, мин. Задолженность башенного или роторного вагоноопрокидывателя на разгрузку одного вагона (подача вагона на люльку или ротор, опрокидывание вагона и его выдача) 2–3 мин. Обычно вагоноопрокидыватель занят разгрузкой 35–40% рабочего времени и разгружают ~70 вагонов за смену; иногда достигает 80% рабочего времени и количество разгружаемых вагонов достигает 170.

Число чугуновозных ковшей. Необходимое в доменном цехе число ковшей или парк ковшей (открытых и миксерных)

n= n_об + n_рем + n_рез, шт.,

где n_об, n_рем и n_рез – число ковшей, находящихся в обороте, ремонте и резерве соответственно.

Число ковшей, находящихся в обороте

n_об=Пt_обК/24Рb, шт.,

где П – суточная производительность цеха, т/сут; t_oб–длительность цикла оборота ковша (5 ч для открытого ковша и 7 ч для миксерного); К=1,25 – коэффициент неравномерности выпусков чугуна; Р – номинальная вместимость ковша, т; b – коэффициент заполнения ковша чугуном (0,8 для открытых и 0,9 для миксерных).

Число ковшей, одновременно находящихся в ремонте

где t_гр и t_хр – длительность горячего и холодного ремонтов соответственно, ч; m₁ и m₂ – стойкость футеровки (число наливов) между горячими и холодными ремонтами соответственно, шт.

Для открытых 100–140-т ковшей и для 450-т миксерных ковшей длительность холодных ремонтов составляет 52 и 144 ч, горячих – 8 и 8 ч; число наливов между холодными ремонтами m₂ равно 420 и 550, между горячими m₁ – 180 и 250.

Число резервных ковшей

шт.,

где П_max – максимальная производительность одной печи (т/сут); m – расчетное число выпусков чугуна в сутки на печи с максимальной производительностью; n_П – число печей в цехе. Расчетное число выпусков чугуна (т) принимают следующим: на печах с одной леткой m = 8¸10; при двух чугунных летках до 14; при трех–четырех летках – до 24.

Число разливочных машин (n) рассчитывают, исходя из необходимости; обеспечить разливку чугуна при его минимальном потреблении СЦ, т. е. при остановках на ремонт конвертеров или МП. Разница между суточной выплавкой чугуна и его потреблением СЦ- Q_c (т/сут), а суточную производительность одной машины П_с (т/сут), то потребное число машин

n=Q_c/П_с.

Суточная производительность одной машины при бесперебойной подачи ковшей

П_с=(Рt_c/t_ц)0,995, т/сут,

где Р – масса чугуна в ковше, т; t_ц – длительность цикла разливки одного» ковша, час; 0,995 – коэффициент учета потерь чугуна при разливке; t_c – время работы машины в сутки (его принимают равным 20 ч, остальное время затрачивается на ремонт желоба и эксплуатационные нужды самой машины).

Длительность цикла разливки одного ковша складывается из времени t₁ разливки и времени t₂ между двумя разливками, затрачиваемого на захват и подъем ковша, обратный поворот порожнего ковша, замену ковша t₂=10¸15 мин.

Длительность разливки одного ковша

t₁= 60Р l /n_лqv, ч,

где l = ~0,3 м – расстояние между изложницами; n_л = 2– число лент; q– масса чушки, т; v – скорость движения ленты, м/мин.

Изложницы выполняют одноместными для получения чушек массой 45 кг или двухместными для получения двух чушек массой по 23 или 18 кг. Скорость движения ленты машин составляет 9,1 –13,8 м/мин. В паспортной технической характеристике разливочной машины обычно указывают ее производительность при непрерывной разливке; эта теоретическая производительность

П₀=0,12(qv) l.

Число шлаковозов при ковшевой уборке шлака в доменном цехе

n = n_об + n_рем + n_рез,

где n_об, n_рем и n_рез – количество шлаковозов, находящихся соответственно в обороте, ремонте и резервных.

Число шлаковозов, находящихся в обороте

n_об = (QKt_об/24Vqb) (b_н + b_в),

где Q –суточный выход шлака по цеху, т/сут; К = 1,25 – коэффициент неравномерности выпусков по массе шлака; t_об =5 ч – длительность оборота ковша; V – вместимость ковша (11 или 16 м³); q=1,6 т/м³ – плотность жидкого шлака; b=0,8– коэффициент заполнения ковша; b_н и b_в – доля нижнего и верхнего шлака соответственно. Величины b_н и b_в следующие: на печах с 6–8 выпусками b_н = b_в = 0,5; на печах с 13–14 выпусками b_н = 0,85 и b_в=0,15; при числе выпусков >16 b_н =l,0 и b_н и b_в=0.

Число шлаковозов, одновременно находящихся в ремонте

n_рем = n_об(t_р/t),

где t_р – длительность капитальных, средних и текущих ремонтов шлаковозов за кампанию от капитального до капитального ремонтов, сут; t - рабочее время шлаковоза между капитальными ремонтами, сут.

За шестилетний период проводят капремонт - 3 сут, два средних по 2,5 сут и пять текущих по 1 сут в год, т. е. всего ремонты занимают 14 сут. Рабочее межремонтное время составит: t= (6x365–14) сут.

Число резервных шлаковозов принимают равным числу ковшей, устанавливаемых одновременно под выпуск верхнего и нижнего шлака на печи с максимальным выходом шлака, и рассчитывают по формуле

, шт.,

где Q₁ – количество шлака, выпускаемого на печи с его максимальным выходом, т/сут; m_н и m_в – расчетное число выпусков нижнего и верхнего шлака за сутки соответственно. Расчетное число выпусков нижнего шлака равно числу выпусков чугуна: до 10 при одной чугунной летке на печи; до 14 при двух летках и до 24 при трех–четырех летках. Выпуски верхнего шлака при двух–четырех чугунных летках существующими нормами не предусмотрены; на печах с одной чугунной леткой величина m_в достигает 20.

Производительность барабанного питателя для сыпучих материалов из бункеров в вагон-весы, т/мин: П=ph l Dwqk, где h=0,25¸0,35 – высота разгрузочной щели; l = 1,885 м – длина барабана; D = 1,524– диаметр барабана; w=~10 мин^-1 – частота вращения барабана; q – насыпная плотность материала, т/м³; k=0,7 – коэффициент заполнения щели материалом. Производительность барабанного питателя по агломерату составляет 560–780 кг/с.

Производительность вибрационных грохотов, кг/ч

П= M×П_удb l q, где М – поправочный коэффициент на точность отсева [М=(100–e)/7,5, где e – точность отсева, %]; П_уд– удельная производительность грохота по питанию, м³/(м²×ч); b – расчетная ширина грохота, м (b = 0,95b_o, где b_o – действительная ширина грохота); q–насыпная плотность материала, кг/м³; l – рабочая длина сита, м. Удельная производительность П_уд = 6 при а > 10, где а – размер ячеек сита, мм.

Расчеты жд транспорта определяются объем внутрицехового и межцехового грузооборота (объем перевозок жидкого и чушкового чугуна, жидкого шлака, огнеупоров, сырья, оборудования и др.). Его рассчитывают на основании данных о производительности печей и величине расходных коэффициентов материалов на тонну выплавляемого чугуна. Все элементы и устройства жд транспорта должны обеспечить выполнение расчетного суточного объема перевозок.

Определяют потребность в подвижном составе (обычные вагоны и специальный подвижной состав для перевозки определенных грузов - платформы для чушкового чугуна от разливочных машин, чугуновозы, шлаковозы и др.).

Парк обычных вагонов (их число) определяют из соотношения: n = П_сутt_об/24, где П_сут - суточный объем перевозок, т/сут; t_oб – длительность оборота вагона, ч; 24 - число часов в сутках (расчет числа чугуновозов и шлаковозов, где необходимо учитывать режим выпуска чугуна и шлака из доменных печей и сроки службы футеровки ковшей, приведен выше).

Для новых цехов на жд транспорте используют тепловоз. Число жд путей определяют на основании расчета их занятости всеми видами передвижений и стоянок вагонов и составов (например, занятость постановочных путей для уборки чугуна на один выпуск складывается из длительности подачи состава с чугуновозами, ожидания выпуска чугуна в ковши, уборки состава). Пропускная способность путей определяют аналитическим или графическим методом. По первому методу расчетную занятость (С, %) пути определяют из соотношения: С=Т×100/1440, где Т– время, необходимое для выполнения всех видов передвижений по рассчитываемому пути в течение суток, мин.

Расчетная занятость пути заводского транспорта составляет 80%. Если расчетная занятость превышает эту допустимую величину, то следует предусматривать дополнительный путь. При проектировании жд транспорта ДЦ принимают решение о том, какие из постановочных путей у литейного двора, используемые для уборки жидких чугуна и шлака, можно делать тупиковыми. Для дп с двумя постановочными путями для чугуна и двумя для шлака один из каждых двух путей должен быть сквозным, а один можно делать тупиковым.

Рекомендуемая литература

1. Авдеев В.А., Друян В.М., Кудрин Б.И. Основы проектирование металлургических заводов. – М.: Интермет Инжиниринг, 2002 – 464 с.

2. Вегман Е.Ф. Краткий справочник доменщика. – М.: Металлургия. 1981. – 240 с.

3. Дитрих Я. Проектирование и конструирование. Системный подход. – М.: Мир, 1981. – 456 с.

4. Еднерал Ф.П. Электрометаллургия стали и ферросплавов. – М. Металлургия, 1978. 180 с.

5. Конструкции и проектирование агрегатов сталеплавильного производства. / Григорьев В.П., Нечкин Ю.М., Егоров А.В. и др. – М.: МИСиС, 1995. – 512 с.

6. Коробов Н.И. Проектирование металлургических предприятий. – М.: Металлургия 1989. – 164 с.

7. Левин М.З., Седуш В.Я. Механическое оборудование доменных цехов. – Кигв-Донецк: Вища школа, 1975. – 175 с.

8. Машины и агрегаты металлургических заводов. В 3-х т. Т2. / Целиков А.И., Полухин П.И., Гребник В.М. и др. М.: Металлургия, 1988. – 422 с.

9. Металлургия чугуна. / Под ред. проф. Ю.С. Юсфина. – М.: ИКЦ «Академкнига», 2004. – 774 с.

10. Якушев А.И, Проектирование сталеплавильных и доменных цехов. – М.: Металлургия, 1981. – 216 с.