Приложения

Приложение А

Техническая характеристика машин для вскрытия чугунной летки доменной печи

Техническая характеристика электропушек для закрытия чугунной летки доменной печи.

Приложение Б

Расчет профиля доменной печи

Вертикальный разрез внутреннего очертания рабочего пространства доменной печи называется профилем. Форма и размеры профиля доменной печи обусловлены физико-химическими, газодинамическими и механическими процессами, протекающими в рабочем пространстве доменной печи. Поэтому профиль печи условно делится на пять частей, отличающихся конфигурацией и размерами: колошник, шахта, распар, заплечики и горн. Существует несколько методов расчета профиля.

Расчет профиля доменной печи по методу акад. М.А. Павлова

Метод основан на взаимосвязи полезного объема печи V, полной высоты H, диаметра распара Д, производительности печи с 1 м² горна Р_уд^S. Рекомендуется принять следующие значения производительности печи с 1 м² горна в зависимости от суточной выплавки чугуна Рсут, т/сут.

Основные технологические факторы, влияющие на производительность печи и удельный расход кокса, следует привести, как для базового варианта, так и для проектируемых условий и на этой основе определить коэффициент использования полезного объема и расход кокса для проектируемой печи в сравнении с этими показателями базового варианта.

Полезный объем печи определяется из соотношения:

Где    Р – заданная производительность печи, т/год;

N – число рабочих суток печи в году; рекомендуется принять n=355÷357 суток для больших печей при длительности кампании 12÷15 лет;

КИПО – коэффициент использования полезного объема печи.

         Полезная высота H_o может быть определена по формуле:

Где    Е – отношение полной высоты печи Н к диаметру распара Д, изменяющейся в пределах 2,25÷3,0; величина этого отношения может быть вычислена по формуле, имеющей вид уравнения линейной корреляции:

E= 3,6-3,2∙10^-4∙V

         R – коэффициент, учитывающий отклонение профиля печи от цилиндра; величина R изменяется в пределах 0,5÷0,6 и может быть рассчитана по уравнению R = 0,436+3,1∙10^-5∙V

         h₀ – высота засыпного аппарата (3,5÷5,0 м).

Диаметр определяется по формуле:

Для определения диаметра горна d_г следует рассчитать площадь сечения горна S_г с учетом производительности печи с 1 м² горна и ее суточной производительности.

;                .

Отношение полезного объема печи к сечению горна должно быть в пределах 22,5÷29. Для интенсивно работающих современных печей отношение диаметра распара к диаметру горна должно быть в пределах 1,10÷1,12. Если эти отношения выходят за пределы рекомендованных значений, то следует изменить исходные данные для расчета.

         Для определения высоты горна h_г задаёмся его объемом на 1 т суточной производительности, равным 0,0675 м³. Тогда

Диаметр колошника d_к можно вычислить по формуле:

d_к=0,593∙V^0,33, м

либо определить по соотношению d_к/Д=0,656 (по А.М. Павлову 0,67÷0,75).

Высота заплечиков h_з определяется из соотношения:

h_з=0,5∙(Д-d_г) tg β, м

где    β – угол наклона стен заплечиков (78÷80⁰).

Академик М.А. Павлов рекомендует принимать высоту заплечиков, равной 3,0 м для всех случаев. Высота заплечиков современных печей изменяется в пределах 3÷3,7 м. Если высота заплечиков принимается, то определяется угол наклона заплечиков:

tg β = 2∙h_з/(Д-d_г)

современные доменные печи имеют угол наклона заплечиков 79÷81⁰. Высоту распара h_р следует принять в пределах 1,7÷2,3 м, а колошника в пределах 2,5÷3,0 м.

         Высота шахты h_ш определяется по разности высот:

H_ш = H_о-h_г-h_з-h_р-h_к, м.
Угол наклона стен шахты определяется по формуле:

tg α = 2∙h_ш/(Д-d_к);

Если угол наклона стен шахты задан (от 83⁰ для печей большего объема до 85⁰ для печей объемом 1000 м³), то высота шахты определяется из соотношения:

h_ш= 0,5∙(Д-d_к)∙tg α, м.

         После определения размеров профиля следует рассчитать объем каждого элемента профиля и проверить соответствует ли расчётный объем печи заданному.

Расчёт профиля доменной печи по методу проф. А.Н. Рамма

Метод основан на статистическом обобщении показателей большого числа профилей советских и американских доменных печей различного объема. Для так называемых “нормальных” профилей установлено, что основные размеры профиля (h_o, Д, d_г, d_к) зависят от объема и рассчитываются по формуле:

Х=с∙Vⁿ, м,

где с и n – постоянные коэффициенты для каждого из основных элементов профиля.

Высоты отдельных элементов профиля пропорциональны полной высоте.

Серия геометрически подобных (рациональных) профилей разработана А.М. Раммом на основе принципов геометрического подобия доменных печей СНГ, США и Швеции, отличающихся лучшими показателями работы. Основные размеры профиля определяются пропорционально . Все геометрически подобные профили имеют одинаковые углы наклона стен шахты (85⁰14’) и заплечиков (81⁰52’). Формулы проф. Рамма приведены в таблице:

Формулы А.Н. Рамма для расчёта элементов профиля доменных печей

Другие методы расчета профиля печи

Проф. Н.К. Леонидов предложил определять диаметры профиля в зависимости от объема печи по формулам типа d=k∙Vⁿ, а высоты элементов профиля, как часть полезной высоты, по формулам типа h=k₁∙H_o.

         В качестве основных посылок при разработке этих формул были приняты газодинамические условия работы печи. Предусматривалось обеспечение одинаковых условий схода шихтовых материалов при различных технологических режимах плавки, что соответствовало условию:

С=(∆P_max-∆P)/∆P=P_ш/∆P = const,

где P_ш – давление шихты на уровне фурм при нормальной разности давлений ∆P газа на уровне фурм и на колошнике;

∆P_max – максимальная разность давления газа по высоте печи, при которой прекращается опускание шихты.

         Н.К. Леонидов указывает на необходимость учёта тенденции снижения объёмной интенсивности горения топлива по мере увеличения размеров доменных печей, и в связи с этим он рекомендует снижать отношение Н/Д.

         Проф. В.И. Логинов разработал метод расчета профиля печи, учитывающей особенности протекания физико-химических, массотеплообменных и газодинамических процессов при взаимодействии шихты и газового потока. По данным отечественной практики установлена взаимосвязь количества печных газов Vп.г., нм³/мин на различных горизонтах печи с расходом дутья Vд, нм³/мин.

V_п.г. = К∙V_д,

где К – коэффициент, равный 1,45; 1,35 и 1,25 соответственно для колошника, распара и горна.

         Диаметры элементов профиля вычисляются по параметрам газового потока (количеству, скорости, температуре и давлению) с учётом заданной интенсивности плавки и постоянства изменения перепада давления газа; высота элементов профиля определяется, как функция размеров основных сечений печи:

где    W_к, W_p, W_г – скорость газа на колошнике, в распаре и горне, м/с;

         V _п.г.(к), V_п.г.(р), V_п.г.(г) – расход газа, м³/с;

         m_к, m_p, m_г – коэффициенты, учитывающие температуру и давление газа в заданном сечении.

         Профиль печи, рассчитанный по этому методу, отличается более широким колошником и распаром и несколько меньшей высотой, что обеспечивает более благоприятные условия для газодинамического режима формированного хода печей. Статистически определены оптимальные соотношения основных размеров профиля: H_o/Д=1,9÷2,1; d_к/Д=0,66÷0,68; d_к/d_г=0,71÷0,73. Рекомендовано также рассчитывать профиль с переменным углом наклона шахты (меньшим, - вверху, большим, - внизу), что согласуется с характером изменения физического состояния шихтовых материалов.

         Перегиб стен шахта следует выполнять на высоте, равное половине высоты верхней ступени теплообмена, определяемый по методике проф. Б.И. Китаева. Высота шахты до её перегиба составляет 12÷15 % от полезной высоты (около 3 м ниже колошника). Переменный угол наклона стен шахты позволяет уменьшать газодинамическую напряженность в верхней части печи. Печи с таким профилем получили широкое распространение на зарубежных заводах. Такие печи, как правило, выполняются с высокими заплечиками, низкой шахтой и малой высотой распара (вплоть до полного его исключения). Таким образом, профиль печи приближается по форме к овалу.

Приложение В

Расчет количества воздушных фурм.

         От правильного выбора количества, диаметра и высоты воздушных фурм зависит интенсивность работы печи, ровность хода и постоянство теплового режима. Однако нет единого теоретически обоснованного метода определения этих параметров. Количество воздушных фурм, Ф, как правило, устанавливается эмпирически без учёта многообразия условий доменной плавки.

         В проектах Гипромеза число воздушных фурм выбирается с таким расчётом, чтобы расстояние между осями воздушных фурм по окружности горна составляло 1,5 м:

Академик М.А. Павлов предложил такую формулу:

Ф=2∙d_г+1

В США величина Ф определяется из уравнения, выведенного О.Р. Райсом:

Ф=2,6∙d_г-3

Е.Н. Тихомиров и Ю.И. Гохман предложили формулу, которая, пожалуй, в наибольшей мере соответствует современной практике сооружения печей:

Ф=3∙d_г-8

Американские проектные фирмы принимают расстояние между осями воздушных фурм 1,2 м и, следовательно, их число определяется по формуле:

Ф=3,14∙(d_г-2∙∆)/1,2

где ∆ - высов фурм, м. Таким образом, американская практика ориентируется на большое количество фурм.

         В.И. Логинов считает, что оптимальным условием хода печи соответствует близкое или соприкасающееся расположение окислительных зон по периметру горна. Диаметр окислительных зон принят равным 1,0-1,2 м и, следовательно, расстояние между осями воздушных фурм можно определить в зависимости от диаметра горна или полезного объема печи по формулам:

l=1,78-d_г/25, м;            l’=1,57-V/14000, м

В литературе описаны и другие методы расчёта количества воздушных фурм.

Приложение Г

Расчёт производительности колошникового подъёмника.

На новых отечественных доменных печах большого объема (3200-5500 м³) применяют конвейерную систему подачи шихты на колошник. Лента шириной 2 м при скорости её движения 2м/с обеспечивает производительность конвейера по агломерату и окатышам около 3500 т/ч и обеспечивает требуемый темп загрузки печи.

         Однако, большая часть доменных печей обрудована скиповым колошниковым подъемником и при разработке проектов, связанных с увеличением производительности доменной печи, возникает необходимость определения коэффициента загруженности подъемника, который не должен превышать 75 %. Коэффициент загруженности скипового подъемника выражается отношением потребного количества подач z_п при заданной суточной производительности печи к теоретически возможному числу подач z_т при непрерывной работе подъемника:

         Теоретически возможную производительность скипового подъемника определяют из соотношения: z_т=24∙60∙60/t подач в сутки, где t- время подъема одной подачи, с.

T = n_к∙(t_п+t_к)+n_p∙(t_п+t_p)

         где t_п- время подъема скипа на колошник, с; в каждом конкретном случае это время определяется путём построения графика движения с учётом длины скипового моста и скорости движения скипа на различных участках его пути; обычно время подъема скипа составляет 35÷45 с.;

         t_к, t_p – время остановок при загрузке в него соответственно кокса и железорудных материалов, с; время стоянки скипа при загрузке кокса составляет 12÷15 с, а при загрузке железорудной части шихты 15÷20 с.;

         n_к, n_p – соответственно число “коксовых” и “рудных” скипов в подаче.

         В случае цикличной загрузки с различным количеством скипов в подачах определяется время подъема всех скипов цикла. Например, в цикле 3∙А₂∙К₂+2∙А₂∙К₃ десять “рудных” и двенадцать “коксовых” скипов.

Потребное количество подач z_п определяют по заданной суточной производительности доменной печи P_сут с учётом удельного расхода кокса К и железосодержащих материалов Р, а также их массы в скипе m_к, m_p, т. По коксу z_п=P_сут∙К/m_к∙n_к; по железорудной части шихты z_п’=P_сут∙P/m_к∙n_к для расчета коэффициента загруженности подъемника берут большую величину. При определении максимальной массы материалов  в скипе следует принять насыпную массу кокса 0,45 т/м³, агломерата и окатышей, - 1,9 т/м³; коэффициент заполнения скипа 0,85.

         Как правило, подача материалов к колошниковому подъемнику (скиповому или конвейерному) осуществляется с помощью ленточного конвейера, параметры которого рассчитывают по соотношению:

Где    В – ширина ленты, мм;

         П – часовая производительность конвейера, т;

         q – насыпная масса материала, т/м3;

         V – скорость движения ленты, м/с;

         c – коэффициент заполнения ленты материалом.

         При проектировании ленточных конвейеров скорость их движения следует принимать: 2,0÷3,15 м/с – для абразивных мелких и среднекусковых материалов (шлак, руда, гравий); 1,5÷2,0 м/с – для абразивных крупнокусковых материалов (руда, камни) и материалов, измельчение которых вызывает снижение их свойств (кокс, агломерат); 0,8-1,25 м/с – для пылевидных материалов в условиях недопустимости пыления. Величина С зависит от расположения роликовых опор ленты. При горизонтальном положении роликов С=338. При наклонном положении роликов лента приобретает желообразную форму и коэффициент заполнения возрастает: если угол наклона роликов к горизонтали равен 20⁰, то С=470; при угле наклона роликов 30⁰С=550.

Приложение Д

Расчёт количества чугуновозных ковшей

         Необходимое дл доменного цеха количество открытых грушевидных ковшей n_ч определяют по формуле:

n_ч=n_об+n_рем+n_рез

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

n_об=P_ц∙t_об∙К/(24∙Q∙0,8)

где    Р_ц – суточная производительность цеха, т/сут;

         T_об – длительность цикла оборота ковша (5÷7 час);

         К – коэффициент неравномерности выпусков чугуна (1,25);

         Q – номинальная ёмкость ковша, т.

         0,8 – коэффициенты заполнения ковша чугуном.

N_рем=n_об∙(t_х.р.+а∙t_г.р.)/m∙t_об

где t_х.р., t_г.р. – продолжительность ремонтов соответственно холодного (около 100 час.) и горячего (8÷10 час);

а – число горячих ремонтов, проводимых за одну кампанию между холодными ремонтами;

m – стойкость футеровки (число наливов) между холодными ремонтами, шт. Стойкость футеровки между холодными (капитальными) и горячими ремонтами принять соответственно 350 и 115÷120 наливов.

где    P_мах – максимальная производительность одной печи (самой большой), т/сут;

         в – число выпусков чугуна в сутки на печи с максимальной производительностью;

         Д- число печей в цехе.

         Число чугуновозных ковшей миксерного типа рассчитывают аналогичным образом. Стойкость футеровки между холодными и горячими ремонтами принимают соответственно 600 и 200 наливов. Длительность горячего ремонта – 8 часов, а холодного – 450 часов.

Приложение Е

Расчет количества шлаковозных ковшей

         На новых печах большого объема применяется припечная грануляция шлака. При ковшевой уборке шлака число шлаковозов в доменном цехе, как и чугуновозов, определяют как сумму ковшей, находящихся в обороте, ремонте и резерве:

где    Q_ц – суточный выход шлака по цеху, т/сут;

         К – коэффициент неравномерности выпусков шлака (1,25);

         T_об – длительность цикла оборота ковша (около 5 час);

         V_к – объем шлаковозного ковша, (11 или 16,5 м³);

         d – плотность жидкого шлака (1,6 т/м³);

         0,8 – коэффициент заполнения ковша;

         β_в, β_н – доля верхнего (0,45÷0,50) и нижнего (0,50÷0,55) шлака соответственно.

n_рем=n_об∙(t_рем/t)

где t_рем – продолжительность капитальных, средних и текущих ремонтов шлаковозов за кампанию, сут;

         t – продолжительность кампании ковша между капитальными ремонтами, сут. (принять равной шести годам).

         Продолжительность капитального, среднего и текущего ремонтов составляет соответственно 3; 2,5 и 1 сут. За кампанию проводят два средних и шесть текущих ремонтов.

где Q_п – суточный выход шлака с одной печи, т/сут, имеющей наибольшую производительность;

         m_в, m_н – число выпусков верхнего (18÷22) и нижнего шлака соответственно. Число выпусков нижнего шлака равно числу выпусков чугуна.

Приложение Ж

Расчет количества разливочных машин

Технически возможная суточная производительность машины.

Где П – технически возможная производительность машины, т/ч;

       t_С – время работы машины в сутки, ч (t_С = 20 ч).

Технически возможная производительность машины,

Где m_м – масса металла в ковше, т;

       k – коэффициент учета потерь чугуна при разливке (k = 0,97);

       t_Ц – продолжительность цикла, мин;

t_Ц = t₁+t₂+t₃

где t₁ – время опрокидывания ковша с металлом до полного опорожнения, мин

Где П₀ – теоретическая производительность машины, т/ч

Где m_ч – масса одной чушки, т;

       u - скорость движения ленты, м/мин;

       l – шаг цепи конвейера, м;

      z₁ – число чушек в изложнице;

      z₂ – число изложниц в шаге цепи.

t₂ – время возврата порожнего ковша в исходное положение, мин (t₂ = (0,06÷0,12)t₁);

t₃ – продолжительность паузы, обусловленной заменой ковша, включая время передвижения состава с чугуном (t₃ = 15 минут).

В лекции "36 Использование SiO2 в производстве сбис" также много полезной информации.

Количество разливочных машин

Где  - масса чугуна идущего на разливку, т/сут.

Где Р_Ц – производительность цеха, т/сут;

       a - доля товарного чугуна, доли ед.