Механическая трансмиссия привода дуговой сталеплавильной печи ДСП-120

Министерство образования и науки Российской Федерации

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»

Кафедра машиностроения

КОМПЛЕКСНАЯ КУРСОВАЯ РАБОТА

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Тема:  Механическая трансмиссия привода дуговой сталеплавильной печи ДСП-120

­­­­­­­­­

Выполнил: студент  гр. ММ-09              _____________                      / Ермаков А.В./

                                                                                                                    ^{(подпись)                                                      (Ф.И.О.)}  

ОЦЕНКА:   _____________

Дата: ____________________

Проверил: профессор                                 _____________                     / Иванов С.Л./

                                                                                
                               ^{(подпись)                                                        (Ф.И.О.)}

Санкт-Петербург

2013

Министерство образования и науки Российской Федерации

Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»

УТВЕРЖДАЮ

Заведующий кафедрой машиностроения

_______________ Максаров В.В.

      «12» марта 2012 г.

Кафедра машиностроения

КОМПЛЕКСНАЯ КУРСОВАЯ РАБОТА

ЗАДАНИЕ

Студенту гр. ММ-09      Ермакову А.В.

1. Тема проекта: Механическая трансмиссия привода дуговой сталеплавильной печи ДСП-120. 

«Модернизация привода сталеплавильной печи ДСП-120 ».

2. Исходные данные:

2.1.  Конструкция дуговой сталеплавильной печи ДСП-120.

2.2. Механическая трансмиссия привода печи ДСП-120.

2.3. Технология плавки стального сырья в дуговых печах.

3. Содержание пояснительной записки:

3.1 Технология производства стали. Технологическая цепь аппаратов.

3.2 Описание конструкции и принципов работы дуговой сталеплавильной печи ДСП-120.

3.3 Описание работы механизма приводов  печи.

3.4 Расчет закрытой зубчатой передачи, кинематический расчет привода.

4. Срок сдачи курсовой работы:     ___31_____     мая  2013 г.

Задание получил     12 марта 2013 г.                                          Ермаков А.В.  

Руководитель курсовой работы: проф. Иванов С. Л.  ________________

Дата выдачи задания:  12 марта 2013 г.

ОГЛАВЛЕНИЕ

ОГЛАВЛЕНИЕ.. 3

ВВЕДЕНИЕ.. 4

ТЕХНОЛОГИИ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ.. 6

1.1 Двухстадийное получение стали.. 6

1.1.1 Процесс подготовки железных руд. 6

1.1.2 Процесс доменной плавки. 7

1.1.3 Кислородно-конверторный процесс. 8

1.1.4 Разливка стали. 8

1.2 Прямое получение железа.. 12

Дуговые сталеплавильные печи.. 14

2.1. Классификация и  Принцип действия ДСП.. 14

2.1.2. Процесс плавки металла. 20

2.2. КОНСТРУКЦИЯ ЭЛЕКТРОДУГОВОЙ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ.. 26

Расчет механизма подъема свода печи.. 45

Заключение.. 50

Список литературы... 51

ВВЕДЕНИЕ

Совершенствование оборудования, технологии и улучшение организации производства стали широкого сортамента на слитки и фасонное литье предопределили преимущественное развитие электроплавки стали.

В настоящей работе изложены методика расчетов основных параметров механизмов  электродуговой сталеплавильной печи ДСП 120. Приведен расчет трансмиссии привода подъема свода печи.

Рис.1.1 Технологический процесс  «прямого» и «двухстадийного» получения стали

ТЕХНОЛОГИИ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ

1.1 Двухстадийное получение стали

Технологический процесс двух стадийного получения стали является  классическим, который совершается в два этапа: выплавка передельного чугуна в доменной печи и последующая его переплавка в сталеплавильных агрегатах.

В доменной плавке в результате протекания восстановительных процессов из железных руд получают чугун - сплав железа с углеродом, в котором присутствуют кремний, марганец, сера, фосфор. В сталеплавильных печах происходит избирательное окисление примесей, входящих в состав чугуна, с переводом их в шлак или газы и получают низкоуглеродистый расплав - сталь.

На рисунке 1.1 изображена технологическая схема получения стали путем переплавки передельного чугуна.

1.1.1 Процесс подготовки железных руд

От подготовки железной руды к плавке зависят технико-экономические показатели работы доменных печей. Чем выше содержание железа в подготовленных материалах и выше их газопроницаемость, тем выше производительность печи, ниже расход флюсов и кокса, выше качество чугуна. Основными видами подготовки являются обогащение руд и окускование рудной мелочи, которые осуществляют только после целого ряда предшествующих операций: дробления, грохочения, усреднения и обжига.

На этапе дробления происходит измельчение руды в дробилках и мельницах.  После дробления следует грохочение - разделение или сортировка измельченных материалов на классы крупности при помощи решеток или механических сит.
Сортировка осуществляется на грохотах. 

Для повышения содержания железа и снижения содержания вредных примесей проводят обогащение сырой руды путем отделения рудного минерала от пустой породы, в результате чего получают концентрат и остаточный продукт - «хвосты». Обогащение осуществляется несколькими способами и основано на использовании различия в плотности, поверхностных и магнитных свойствах материалов.

Различают такие способы как промывка (промывка руды водой), гравитация (метод, разделения в жидкой среде рудных минералов и пустой породы, имеющих различную плотность частиц), флотация (метод, основанный на различии поверхностных свойств частиц рудного минерала и пустой породы), магнитное обогащение (метод, основанный на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы).

Окускование железных руд. Для использования в доменной печи полученный в результате обогащения мелкий железорудный концентрат должен быть превращен в прочный кусковой материал, который не истирался бы при опускании в печи и не забивал бы проходы для поднимающихся газов. Наиболее распространенными способами окускования являются агломерация и производство окатышей (окомкование).

Агломерация - процесс окускования мелких железорудных материалов - осуществляется путем сжигания топлива в слое спекаемого материала или за счет подвода тепла извне. При агломерации в шихту можно ввести .флюсы и другие полезные добавки, удалить вредные примеси (серу и частично мышьяк) и получить пористый, прочный и хорошо восстанавливаемый в доменной печи материал – агломерат. Процесс агломерации производится на агломерационных машинах.

Производство окатышей. Процесс производства окатышей состоит из получения сырых (мокрых) окатышей и их упрочнения путем подсушки и обжига. Рудный концентрат увлажняют, в шихту добавляют связующее вещество - бентонит (мелкодисперсную глину), а при производстве офлюсованных окатышей - известь и после перемешивания окомковывают в грануляторе. Шихтовый материал слипается в комья и при вращении комки окатываются до сферической формы.

1.1.2 Процесс доменной плавки

Сырыми материалами доменной плавки являются топливо, железные, марганцевые руды и флюсы. Топливом служит получаемый из каменного угля кокс. Кокс получают в шахтных печах. Сжигание кокса в струе горячего воздуха обеспечивает доменный процесс теплом и компонентами, необходимыми для восстановления оксидов железа и образования чугуна. С железными рудами в доменную печь вносится химически связанное с другими элементами железо, которое восстанавливается, науглероживается и образует чугун.

Чугун выплавляют в доменных печах, представляющих собой агрегаты шахтного типа. Процесс выплавки чугуна непрерывный. Сверху в доменную печь загружают шихтовые материалы (агломерат, окатыши, кокс, флюсы), а в нижнюю часть печи вдувают воздух, нагретый до 1100 - 1300 °С, с добавками кислорода, а иногда природного газа и мазута.  результате сгорания кокса в нижней части печи образуются газы, состоящие из оксидоуглерода в смеси с азотом и водородом.  

Расплав скапливается в нижней части печи, в него переходят частично восстановившиеся кремний, марганец и некоторые другие элементы, а так же фосфор, сера. Этот расплав - чугун, содержащий более 92 % Fe; 3,5- 4,3 % С, остальное Мп, Si, Р, S. Из печи чугун периодически выпускается.

В результате доменной плавки, получают передельный чугун, который загружается в кислородную  печь.

1.1.3 Кислородно-конверторный процесс

Конвертерное производство — получение стали в сталеплавильных агрегатах-конвертерах путём продувки жидкого чугуна воздухом или кислородом. Превращение чугуна в сталь происходит благодаря окислению кислородом содержащихся в чугуне примесей (кремния, марганца, углерода и др.) и последующему удалению их из расплава.

Сущность этого способа получения стали заключается в том, что через расплавленный чугун продувается технически чистый (95,5 %) кислород, который, соединяясь с примесями, уводит их в шлак и отходящие газы, очищая тем самым металл.

Процесс производства стали в кислотном конвертере состоит из следующих основных периодов: загрузки металлолома, заливки чугуна, продувки кислородом, загрузки шлакообразующих, слива стали и шлака.

Жидкий чугун, который производят в доменной печи, с помощью транспортной системы в специальном ковше подают в конвертерный цех и с помощью мостового крана заливают чугун в конвертер через горловину. Кроме чугуна в конвертер через горловину подают и другие ингредиенты процесса: металлический скрап, известь.

Загрузка конвертера начинается с завалки стального лома. Лом завалочных машин лоткового типа. Затем с помощью заливочных кранов загружают в наклоненный конвертер через горловину при помощи заливают жидкий чугун, конвертер устанавливают в вертикальное положение вводят фурму и включают подачу кислорода с чистотой не менее 99,5 % О2. Одновременно с началом продувки загружают первую порцию шлакообразующих и железной руды (40 - 60 % от общего количества). Остальную часть сыпучих материалов подают в конвертер в процессе продувки одной или несколькими порциями, чаще всего через 5 - 7 мин после начала продувки.

Конструктивно, по способу осуществления продувки расплава кислородом, существуют: конверторы с поверхностной продувкой, с донной продувкой и с комбинированной.

1.1.4 Разливка стали

Из сталеплавильного агрегата сталь выпускается в сталеразливочный ковш, предназначенный для кратковременного хранения и разливки жидкой стали. Сталеразливочный ковш  имеет форму усеченного конуса с большим основанием вверху. Ковш имеет сварной кожух, изнутри футеруется огнеупорным шамотным кирпичом. Перемещают ковш с помощью мостового крана или на специальной железнодорожной тележке. Сталь из ковша разливают через один или два стакана, расположенных в днище ковша. Отверстие в стакане закрывают и открывают изнутри огнеупорной пробкой при помощи стопора. В последние годы получили распространение бесстопорные устройства шиберного типа: разливочный стакан снаружи закрыт огнеупорной плитой с отверстием; при перемещении плиты отверстие в ней совпадает с отверстием в стакане и сталь вытекает из ковша.

Емкость сталеразливочных ковшей достигает 480 т. В сталеплавильных цехах сталь из ковша разливают либо в изложницы, либо на машинах непрерывной разливки.

Далее, жидкий металл разливается металлургический ковшом в  ваккууматор.

Вакууматор — технологическая установка для вакуумирования стали. Типы вакууматоров: - циркуляционного рафинирования (используется инертный газ аргон, для перемешивания жидкого расплава стали); - порцевого рафинрования; - ковшевой с донной продувкой аргоном. В данном агрегате происходит дегазация стали, для улучшения свойств металла. 

В сталеплавильных цехах сталь из ковша разливают либо в изложницы, либо на машинах непрерывной разливки.

Изложница представляет собой пустотелую вертикальную металлическую форму, служащую для получения стальных слитков. Изложницы выполняют из чугуна, и они рассчитаны на получение слитков массой от 100 кг до 20 т. Внутреннее сечение изложниц может иметь форму квадрата, шести-, восьмигранника, многогранника, прямоугольника и т.п. По конструкции изложницы подразделяются на глуходонные и сквозные; могут быть расширяющимися книзу или кверху, в зависимости от сортамента разливаемой стали: расширяющиеся кверху - для разливки спокойной стали, расширяющиеся книзу - для разливки кипящей стали. В обоих случаях конусность облегчает извлечение слитков из изложниц.

Непрерывная разливка стали, насчитывает в своем развитии более полувека, но и в настоящее время эта технология является прогрессивной и совершенствующейся.

Главное ее достоинство – увеличение производительности, повышение качества конечного продукта, снижение затрат. Во всех случаях, где стала появляться непрерывная разливка, затраты на производство конечного продукта снижались не менее чем на 30%. Кроме того, непрерывная разливка стали позволяет автоматизировать процесс получения заготовки, что в свою очередь позволяет создавать автоматизированные металлургические комплексы, включающие производство жидкой стали и проката. В конечном счете, непрерывная разливка стали, позволяет облагородить труд человека, сделав его высококомфортным и высокопроизводительным.

На рис. 2 приведена схема машины непрерывного литья заготовок (МНЛЗ).

Стальковш, наполненный жидкой сталью, произведенной в конверторе с помощью специального сталеразливочного крана поднимают на рабочую площадку МНЛЗ и устанавливают на стенд. Открывают шибер и наполняют промковш до заданного уровня, после чего шиберную заслонку закрывают, открывают стопор промковша и подают металл в кристаллизатор.

Предварительно дно кристаллизатора закрыто головкой затравки, представляющей собой длинный стержень, состоящий из звеньев, соединенных между собой шарнирами. Хвостовая часть затравки удерживается в валках тянуще – правильной машины.

После заполнения кристаллизатора металлом до заданного уровня включают тянуще – правильную машину на вытягивание затравки и одновременно включают механизм качания, который сообщает кристаллизатору движение по технологической линии машины с малым ходом и большой частотой, что позволяет снизить трение между стенками кристаллизатора и корочкой затвердевающей заготовки.

В кристаллизаторе осуществляется первичное, закрытое охлаждение  слитка через контакт с холодной медной стенкой, интенсивно омываемой водой по предусмотренным в ней каналам. Постепенно скорость вытягивания доводят до номинальной. Заготовка в двухфазном состоянии (сердцевина жидкая) попадает в зону вторичного охлаждения, где охлаждается в расчетном режиме открытой подачей воды с помощью форсунок.

Когда место стыка головки затравки  и заготовки выходит за ось последнего валка ТПМ, затравка отделяется от заготовки с помощью механизма отделения затравки и далее заготовка перемещается в зону режущего устройства, где осуществляется порезка на мерные длины.

Современная технология непрерывной разливки предусматривает разливку методом «ковш – на – ковш». В этом случае производится замена прежнего стальковша на новый, наполненный, без прекращения процесса вытягивания заготовки.

Для реализации такой технологии применяют подъемно – поворотные стенды для стальковша и тележки для промковша с механизмом подъема и передвижения. На машинах непрерывной разливки отливают заготовки квадратного сечения до 350x350 мм, плоские слябы толщиной 50 - 300 мм и шириной 300 - 2000 мм, круглые заготовки диаметром до 500 мм (сплошные и с внутренней полостью). Большая степень химической однородности по длине и поперечному сечению непрерывнолитых заготовок обеспечивает стабильные механические свойства метало-изделий, изготовленных из этих заготовок. Благодаря своим преимуществам способ непрерывной разливки стали принят в качестве

основного во всех вновь сооружаемых сталеплавильных цехах.

Рис. 1.2 Схема МНЛЗ

1- стальковш; 2- шиберный затвор; 3-промежуточный ковш; 4-кристаллизатор; 5-механизм качания кристаллизатора; 6-секции вторичного охлаждения; 7-поддерживающие роликовые секции; 8-тянуще-правильная машина (ТПМ); 9-режущее устройство; 10-заготовка; 11-механизм отделения затравки.

 По типу МНЛЗ подразделяют на

а) слябовые:                                                          

а = 700÷2000мм

b = 150¸300мм

                       

б) блумовые  

а = 200¸400мм

b = 150¸300мм

в) сортовые

а = b = 100÷150мм

Рис. 1.3 Типоразмеры заготовок

1.2 Прямое получение железа

Основные причины возникновения новых процессов получения железа вытекают из недостатков классической схемы: стремление сократить технологическую цепочку и снизить зависимость от использования кокса – основного восстановителя и источника тепла в классической схеме производства стали. Как следствие – в обозначении новых процессов часто используются термины «прямое получение железа» и «бескоксовая металлургия».

По виду производимого полупродукта новые процессы получения железа разделяют на твердофазные и жидкофазные. Доля последних крайне мала (5-6% от всей бескоксовой металлургии) и их полупродукт не может выступать в составе металлошихты в качестве полновесной альтернативы лому.

В качестве восстановителя в твердофазных процессах используют продукты конверсии (перевода в CO и H2) природного газа или продукты газификации углей. Вследствие относительно низкой эффективности применение газификации углей ограничено. В последнее время процессы, связанные с газификацией углей, наиболее активно развиваются в Индии.

В жидкофазных процессах основным восстановителем и источником тепла является уголь.

Процессы прямого получения железа, которые в последнее время привлекают все большее внимание, позволяют получить железо прямым восстановлением вне доменной печи без применения кокса.

В этих процессах не только исключается использование кокса для производства, но и получается металл высокой степени чистоты, поскольку не происходит загрязнения его серой из золы кокса и другими примесями, переходящими в жидкий чугун при выплавке в доменной печи.

Испробовано большое число способов прямого восстановления железа, но в промышленном масштабе осуществлены лишь немногие.

В результате прямого восстановления получают твердый железорудный продукт, в котором большая часть железа находится в металлическом виде. При большой степени металлизации продукт прямого восстановления называется губчатым железом, при меньшей — металлизированным сырьем. Металлизированный продукт предназначен для переплава в сталь в элекгродуговых сталеплавильных печах. При этом обеспечивается получение сталей с высокими механическими, антикоррозионными, электротехническими и другими ценными свойствами. В процессе прямого восстановления исходным сырьем служат агломерат или железорудные окатыши, в качестве восстановителя используют твердое топливо или газ, содержащий Н2 и СО. Процесс производства металлизированных окатышей, осуществленный на проводится в шахтных печах с использованием восстановительного газа, получаемого путем конвертирования природного газа. Природный газ, как известно, состоит из метана, пропана и других углеводородов. Конверсия заключается в разложении метана и других углеводородов при неполном сжигании природного газа с помощью CO колошникового газа, отходящего из шахтной печи. Конвертирование проводится в специальном конвертере, в который подается природный и очищенный колошниковый газ. В результате конверсии образуется восстановительный газ, состоящий из СО и Н2.

Шахтная печь самостоятельными оборотными газовыми циклами. Сверху в печь загружаются железорудные окатыши, из нижней части непрерывно выгружаются готовые металлизированные окатыши. В верхний газовый цикл подается восстановительный газ, получаемый в результате конверсии природного газа в специальном конвертере. Этот восстановительный газ состоит из 30 % СО и 70 % Hj и имеет температуру 800 - 950 °С. В верхней части печи под воздействием восстановительного газа происходит восстановление железа из оксидов. Процесс восстановления и продолжительность пребывания окатышей в верхней половине печи составляют 4 - 6 ч; температура окатышей в зоне восстановления 760 "С. Опускаясь в нижнюю часть печи, металлизированные окатыши попадают в нижний газовый цикл, где осуществляется их охлаждение. Для этого в нижнюю часть печи подается смесь восстановительного и изолирующего газа. Изолирующим газом служит часть охлажденных продуктов сгорания, получаемых при конверсировании природного газа. При выгрузке из печи окатыши имеют температуру около 40 "С. Суммарное время пребывания окатышей в шахтной печи составляет 8 - 12 ч. Готовые металлизированные охлажденные окатыши непрерывно выгружают в бункер, где их хранят в атмосфере инертного газа, так как эти окатыши имеют склонность к вторичному окислению.

В полученных металлизированных окатышах содержание металлического железа 90 - 93%. Эти окатыши являются сырьем для последующего получения стали в электропечах.

Дуговые сталеплавильные печи

2.1. Классификация и  Принцип действия ДСП

Основное назначение дуговой сталеплавильной печи (ДСП) – производство  стали  из металлолома (скрапа). В отличие от мартеновских печей и конверторов, работающих на природном топливе, в ДСП происходит выделение энергии за счёт горения электрической дуги между электродом и переплавляемым металлом. Такой способ нагрева позволяет достигнуть более высокой концентрации энергии по сравнению с традиционным топливом.

Процесс производства электростали весьма энергоёмок. Расход электроэнергии составляет (500-1000) кВт.ч/т. В связи с тем, что электроэнергия, как правило, дороже, чем эквивалентное количество природного топлива, себестоимость электростали получается выше, чем себестоимость мартеновской стали. Однако  плавка в дуговой печи позволяет получать высококачественную легированную сталь, а так же перегретую сталь для фасонного литья, что не возможно при мартеновском производстве. В последнее время, по мере уменьшения стоимости электроэнергии и увеличения мощности ДСП, происходит снижение разницы в стоимости передела металла в дуговой и мартеновской печах. Сейчас в мощных дуговых сталеплавильных печах получают и низколегированные стали, в этом случае ДСП лучше приспосабливается к характеру скрапа.

В России дуговые сталеплавильные печи изготовляют с номинальной ёмкостью от 0,5 до 200 тонн.

Растущий спрос на специальные виды сталей и развитие мини-миллов (небольших прокатных заводов, имеющих в составе электропечи) упрочил позиции этого способа производства стали. Развитие основных процессов производства стали с середины XX века представлено на диаграмме рис. 2.1.

Доля мартеновского производства по итогам 2008 года в мире составляла 2,2%. Мартеновское производство сосредоточено в основном в странах СНГ (23,4% от общего производства стали по итогам 2008 года). В связи с закрытием избыточных и малоэффективных производств на фоне мирового финансового кризиса доля мартеновского производства по итогам 2009 года значительно сократилась. Так, на российских предприятиях о закрытии мартеновских цехов объявили Череповецкий МК (Северсталь) и Нижнетагильский МК (Евраз). Таким образом, по итогам 2010 года доля мартеновского производства составляла уже 14,3% в странах СНГ и 1,3% - в мире.

Соотношение между конвертерным и электросталеплавильным процессами в общем объеме производства стали в ближайшей перспективе сохранится: с одной стороны растет количество предприятий неполного цикла (мини-миллы) с использованием электрометаллургии, с другой стороны – ведущий мировой производитель стали Китай наращивает производство именно конвертерной стали (доля кислородно-конвертерной стали в КНР по итогам 2010 года составляет 90,2%).

Рис. 2.1 Развитие основных процессов производства стали с середины XX

Основные технические данные отечественных печей приведены в таблицах 1.1 и 1.2..

Таблица 1.1 - Технические данные отечественных дуговых электропечей для  фасонного литья

Данные печи	Тип печи
ДСП-0,5	ДСП-1,5	ДСП-3,0	ДСП-6	ДЧМ-10
Номинальная ёмкость, т Диаметр кожуха, мм Мощность трансформатора, кВ.А Вторичные напряжения, В Максимальный ток, А Диаметр графитированного   электрода, мм Диаметр распада электродов, мм Диаметр ванны на уровне откосов, мм Глубина ванны от порога, мм Масса металлоконструкций, т Удельный   расчетный    расход    электро­энергии на расплавление, кВт.ч/т	0,5 1700 630 216—106 1680 150 500 1000 215 5,2 700	1,5 2400 1250 225—110 3200 150 520 1500 360 11,3 550	3,0 2950 2000 243—124 4800 200 700 1800 400 28,8 525	6,0 3020 5000 291—130 8220 300 900 2270 330 45,0 500	10,0 3200 2250 125—105 10 400 350 900 2350 560 23,6 105

Таблица  1.2 - Технические данные отечественных дуговых электропечей для слитковой стали

Данные печи	Тип печи
ДСП-12	ДСП-25	ДСП-50	ДСП-100НЗА	ДСП-200И2
Номинальная ёмкость, т Диаметр кожуха, мм Номинальная  мощность трансформатора, кВ.А Первичное напряжение, кВ Пределы вторичного напряжения, В Максимальный ток печи,  кА Диаметр графитированного электрода, мм Диаметр распада электродов, мм Ход электрода,  мм Максимальная   скорость перемещения электрода, м/мин Диаметр ванны на уровне откосов, мм Глубина ванны от порога, мм Высота от порога до пят свода, мм Масса металлоконструкций, т Удельный расчетный расход электроэнергии на расплавление  твердой  закалки, кВт.ч/т	12 4260 9000 6 или 10 318-115 16,5 350 1000 2250 5 2740 555 1365 90 470	25 4700 15 000 6 или 10 390-130 23,5 400 1250 2500 3,5 3540 775 1500 168 460	50 5800 25 000 35 417-131 34,6 500 1600 3500 3,5 4560 890 1950 276 440	100 6900 50 000 38,5 573-200 63,6 610 1600 3600 4,5 5600 1100 2070 460 405	200 8500 125 000 110 950-300 87,0 610 1600+100 4500 5,0 7330 1480 2720 850 400

2.1.1 Классификация дуговых печей

Понятие «дуговые печи» включает в себя собственно дуговые и руднотермичсские печи (рис. 2.2).

В дуговой печи основная часть энергии выделяется в одной или нескольких электрических дугах, горящих внутри печного пространства.

Основным назначением дуговых печей является плав­ка различных металлов и сплавов.

Имеются две основные разновидности дуговых плавиль­ных печей — печи прямого нагрева, обычно трехфазные, в которых дуги горят между электродами и расплавляемым металлом (рис. 2.3, а), и печи косвенного нагрева, в кото­рых дуга горит между двумя электродами над поверх­ностью металла (рис. 2.3, б).

Наибольшее распространение получили дуговые печи прямого нагрева, применяемые для плавки стали.

Рис. 2.2 Классификация дуговых печей

Дуговые печи косвенного нагрева применяются для плавки цветных металлов, иногда — чугуна.

Конструктивно дуговая печь косвенного действия (рнс. 2.4) представляет собой цилиндрический или бочкообразный футерованный кожух, уложенный горизонтально на роликовые опоры. Через отверстия в торцевых стенках в печь входят два угольных или графит и рованных электрода, между которыми горит электрическая дуга. В боковой стенке печи имеется окно, через которое производится загрузка шихты, а также слив расплавленного металла и шлака.

Рис. 2.4 Эскиз дуговой медеплавильной печи

После расплавления некоторой части загрузки кожух печи приво­дится в непрерывное качание с автоматическим реверсированием, при­чем угол качания постепенно увеличивается по мере дальнейшего рас­плавления металл.

Помимо ускорения расплавления вследствие омываиия жидким металлом нерасплавленной части шихты качание ванны. печи обеспечивает защиту огнеупорной кладки жидким металлом от перегрева излучением электрической дуги. Механизм качания служит также для слива расплавленного металла.

По мере сгорания закрепленные в электрододержателях электроды должны постепенно подаваться внутрь печи, для чего в конструкции печи имеются два механизма перемещения электродов с ручным или электромеханическим приводом.

В современных дуговых печах косвенного действия применяется механизированная подача электродов.

В отечественной промышленности наибольшее распространение по­лучили дуговые печи косвенного действия емкостью 0,25 и 0,5 т с трансформаторами мощностью 175 и 250 кВ-A с цилиндрической фор­мой кожуха и ручной системой перемещения электродов.

Модернизированные печи отличаются бочкообразной формой ко­жуха и рабочего пространства, повышенной мощностью трансформато­ров (250 н 400 кВ-А) и наличием системы автоматического регулиро­вания мощности.

По способу загрузки дуговые сталеплавильные печи разделяются па печи с боковой загрузкой через рабочее окно и печи с верхней загрузкой (рис. 2.5).

Рис. 2.5 Способы загрузки дуговой сталеплавильной печи

Боковая загрузка может осуществляться либо вручную (рис. 2.5, а), либо мульдами при помощи напольных или подвесных мульдозавалочных машин (рис. 2.5 ,б), либо краном с помощью приспособлений в виде загрузочных лотков (рис. 2.5, в).

Верхняя загрузка осуществляется краном при помощи специальных загрузочных корзин с раскрывающимися днищами (рис. 2.5, г).

В руднотермических (рудовосстановительных) электри­ческих печах (рис. 2.6) тепловая энергия выделяется и в электрических дугах, и при протекании тока через слой загрузки (шихты). В этих печах осуществляется получениеразличного вида ферросплавов, карбида кальция, крем­ния и его сплавов с кальцием и хромом, чугуна, медных и медно-никелевых штейнов, свинцовых шлаков, желтого фосфора и других продуктов.

Руднотермические печи выполняются различной формы и с различным числом электродов, они могут быть стацио­нарными и наклоняющимися.

Рис. 2.6. Принцип действия руднотермиче­ской печи:

1 — электрод:  2 —область          дугового разряда; 3 — область выделения мощности п сопротивле­нии шнхтм;  4 шихта;  5 — расплав;  6 — вы­пускное отверстие (летка).

 Характерной особенностью, присущей дуговым печам, является система их питания от специальных трансфор­маторов с высоким напряжением на первичной стороне и широким диапазоном регулирования вторичного напря­жения.

2.1.2. Процесс плавки металла

В дуговых сталеплавильных печах (ДСП) осуществляется выплавка стали двоякого назначения:

• электростали в слитках или в виде продукции установок непрерывной и полунепрерывной разливки (так называе­мая металлургическая электросталь, являющаяся заготов­кой для получения проката, поковок и специальных видов переплава);
• электростали для фасонного литья на машиностроитель­ных заводах (так называемая литейная электросталь).

Дуговые печи могут иметь основную или кислую футеровку.

Металлургическая электросталь обычно выплавляется в ДСП с основной футеровкой. Наиболее характерным способом работы печи с основной футеровкой является плавка с окислением, в процессе кото­рой производятся обезуглероживание и дефосфорация, затем раскис­ление и обессеривание, а при необходимости — легирование стали. Повышенные затраты на выплавку стали в печах с основной футеров­кой компенсируются возможностью получения высококачественного ме­талла при использовании дешевого металлолома.

В электропечах с кислой футеровкой выплавляется сталь для литья. Эти печи характеризуются повышенной производительностью и низкими издержками производства в результате большей стойкости футеровки, выполняемой из более дешевых материалов. Недостатком печей с кислой футеровкой является невозможность существенного снижения содержания серы и фосфора в сравнении с исходной шихтой, ввиду чего приходится ориентироваться на применение чистой по сере фосфору шихты.

В печах с кислой футеровкой успешно выплавляется сталь мето­дом переплава. При этом плавка может производиться с кипением и без него.

При ведении плавки с интенсивным кипением материал кислой подины принимает непосредственное участие в проходящих реакциях и образует около половины общего количества шлака.

·         Ход плавки в основной дуговой печи на углеродистой шихте с окислением

Существует несколько разновидностей плавки в дуговых сталеплавильных печах: с полным окислением примесей; переплав легированных отходов без окисления; плавка на жидком полупродукте (дуплекс-процесс) и др.

Шихта при плавке с полным окислением состоит, главным образом, из стального лома и чугуна, а также шлакообразующих (известь, известняк, плавиковый щпат, шамотный бой).

Плавка включает следующие основные периоды (рис. 2.7): заправка печи, загрузка шихты, плавление, окислительный период, восстановительный период, выпуск.

Плавка в дуговой печи начинается с заправки печи. Заправка печи выполняется для поддержания футеровки плавильного пространства в рабочем состоянии. Для этого после выпуска очередной плавки на поврежденные места подины и откосов – места перехода подины печи в стены - с помощью заправочной машины забрасывают сухой магнезитовый порошок, а в случае больших повреждений - порошок с добавками пека или смолы. Жидкоподвижные нагретые шлаки сильно разъедают футеровку, которая может быть повреждена и при загрузке. Если подина печи во время не будет закрыта слоем жидкого металла и шлака, то она может быть повреждена дугами. Поэтому перед началом плавки производят ремонт – заправку подины. Перед заправкой с поверхности подины удаляют остатки шлака и металла.

Заправку производят заправочной машиной, выбрасывающей через. насадку при помощи сжатого воздуха заправочные материалы, или, разбрасывающей материалы по окружности с быстро вращающегося диска, который опускается в открытую печь сверху.

Для наиболее полного использования рабочего пространства печи в центральную ее часть ближе к электродам загружают крупные куски (40 %), ближе к откосам средний лом (45%), на подину и на верх загрузки мелкий лом (15%). Мелкие куски должны заполнять промежутки между крупными кусками.

Завалка шихты начинается сразу после окончания заправки. Завалку шихты осуществляют сверху с помощью загрузочной корзины (бадьи).

Плавление. После окончания завалки свод с электродами устанавливают на печь, электроды опускают и включают ток. Под действием высокой температуры электрической дуги шихта плавится сначала под электродами, жидкий металл стекает вниз и накапливается в центральной части подины. Постепенно происходит полное расплавление шихты. Для ускорения плавления куски переплавившейся шихты с откосов печи сталкивают в зону электрических дуг. Характерной особенностью первого периода плавления является проплавление «колодцев» в шихте, в которые опускают электроды (или одного «колодца» в сверхмощных печах). В период плавления происходит образование шлака как за счет присадок извести, так и за счет окисления элементов, входящих в состав шихты. За время плавления полностью окисляется кремний, 50 - 60 % марганца, частично окисляются углерод и железо, окисляется фосфор.

Часто для ускорения плавления используют поворот корпуса печи на ±40°, подогрев шихты вне печи (в загрузочной бадье), или в печи с помощью топливных горелок, применяют продувку кислородом, вводимым в металл после расплавления большей части шихты, с помощью фурм и трубок. Окисление железа, марганца, кремния протекает с выделением значительного количества тепла, что ускоряет расплавление остатков металлического лома.

Окислительный период плавки предназначен для уменьшения содержания в металле фосфора до 0,01 - 0,015 %, уменьшения содержания в металле водорода и азота, нагрева металла до требуемой температуры (на 120 – 130 выше температуры плавления). Для окисления примесей используют твердые окислители (железная руда, агломерат), а также газообразный кислород. После окончания периода расплавления начинается окислительный период, задачи которого заключаются в следующем: окисление избыточного углерода, окисление и удаление фосфора; дегазация металла; удаление неметаллических включений, нагрев стали.Окислительный период плавки начинают присадкой железной руды, которую дают в печь порциями. В результате присадки руды происходит насыщение шлака FeO и окисление металла по реакции: (FeO)=Fe+[O]. Растворенный кислород взаимодействует с растворенным в ванне углеродом по реакции [C] +[O]=CO. Происходит бурное выделение пузырей CO, которые вспенивают поверхность ванны, покрытой шлаком. Поскольку в окислительный период на металле наводят известковый шлак с хорошей жидкоподвижностью, то шлак вспенивается выделяющимися пузырями газа. Уровень шлака становится выше порога рабочего окна и шлак вытекает из печи. Выход шлака усиливают, наклоняя печь в сторону рабочего окна на небольшой угол. Шлак стекает в шлаковик, стоящий под рабочей площадкой цеха. За время окислительного периода окисляют 0,3—0,6 % C со средней скоростью 0,3—0,5 % С/ч. Для обновления состава шлака одновременно с рудой в печь добавляют известь и небольшие количества плавикового шпата для обеспечения жидкоподвижности шлака. Непрерывное окисление ванны и скачивание окислительного известкового шлака являются непременными условиями удаления из стали фосфора.

 Для протекания реакции окисления фосфора 2[P]+5[O]=(P2O5);  (Р2O5)+4(СаО)=(СаО)4*P2O5 необходимы высокое содержание кислорода в металле и шлаке, повышенное содержание CaO в шлаке и пониженная температура.

В электропечи первые два условия полностью выполняются. Выполнение последнего условия обеспечивают наводкой свежего шлака и постоянным обновлением шлака, так как шлак, насыщенный (СаО)4*P2O5 скачивается из печи. По ходу окислительного периода происходит дегазация стали—удаление из нее водорода и азота, которые выделяются в пузыри СО, проходящие через металл.

Выделение пузырьков СО сопровождается также и удалением из металла неметаллических включений, которые выносятся на поверхность потоками металла или поднимаются наверх вместе с пузырьками газа. Хорошее кипение ванны обеспечивает перемешивание металла, выравнивание температуры и состава.

Общая продолжительность окислительного периода составляет от 1 до 1,5 ч. Для интенсификации окислительного периода плавки, а также для получения стали с низким содержанием углерода металл продувают кислородом. При продувке кислородом окислительные процессы резко ускоряются, а температура металла повышается со скоростью примерно 8— 10 С/мин. Чтобы металл не перегрелся, вводят охлаждающие добавки в виде стальных отходов. Применение кислорода является единственным способом получения низкоуглеродистой нержавеющей стали без значительных потерь ценного легирующего хрома при переплаве.

Окислительный период заканчивается, когда содержание углерода становится ниже заданного предела, содержание фосфора 0,010%, температура металла несколько выше температуры выпуска стали из печи. В конце окислительного периода шлак стараются полностью убирать из печи, скачивая его с поверхности металла.

Восстановительный период плавки имеет целью раскисление металла, удаление серы, доведение химического состава стали до заданного, регулирование температуры. Все эти задачи решаются параллельно в течение всего восстановительного периода. После полного удаления окислительного шлака в печь присаживают шлакообразующие смеси вместе с раскислителями, т. е. наводится новый шлак (карбидный или белый). Раскисление ванны, т. е. удаление растворенного в ней кислорода, осуществляют присадкой раскислителей в металл и на шлак. В начале восстановительного периода металл покрывается слоем шлака. Для этого в печь присаживают шлакообразующие смеси на основе извести с добавками плавикового шпата, шамотного боя, кварцита. В качестве раскислителей обычно используют ферромарганец, ферросилиций, алюминий. При введении раскислителей происходят следующие реакции:

[Mn]+[O]=(MnO);       [Si]+2 [О] = (SiO2);       2[Al]+ 3[O]=(Al2O3).

В результате процессов раскисления большая часть растворенного кислорода связывается в оксиды и удаляется из ванны в виде нерастворимых в металле неметаллических включений. Процесс этот протекает достаточно быстро и продолжительность восстановительного периода в основном определяется временем, необходимым для образования подвижного шлака. В малых и средних печах при выплавке ответственных марок сталей продолжают применять метод диффузионного раскисления стали через шлак, когда раскислители в виде молотого электродного боя, порошка ферросилиция присаживают на шлак. Содержание кислорода в шлаке понижается и в соответствии с законом распределения кислород из металла переходит в шлак. Метод этот, хотя и не оставляет в металле оксидных неметаллических включений, требует значительно большей затраты времени. В восстановительный период плавки, а также при выпуске стали под слоем шлака, когда происходит хорошее перемешивание металла со шлаком, активно происходит десульфурация металла по уравнению FeS + CaO=FeO+ CaS. Этому способствует хорошее раскисление стали и шлака, высокое содержание извести в шлаке и высокая температура.

 В печь присаживают также легирующие добавки для введения в металл необходимых легирующих элементов. После этого металл выпускают из печи в установленный под желобом сталеразливочный ковш, для чего печь наклоняют в сторону сталевыпускного отверстия. При необходимости в ковше можно проводить дополнительное раскисление и легирование стали. Так осуществляется двушлаковый процесс выплавки.

Плавка на шихте из легированных отходов основана на переплаве без окисления. Шихта для такой плавки составляется с таким расчетом, чтобы по расплавлении в металле содержание углерода было на 0,05 - 0,1 % ниже заданной марки стали в связи с тем, что при легировании и раскислении содержания углерода увеличивается. Шихта составляется только из отходов легированных сталей, образующихся как непосредственно на данном металлургическом заводе, так и поступающих с машиностроительных предприятий. При составлении шихты стремятся использовать максимальное количество отходов данной марки стали или близких к ней других марок. Такое рациональное использование отходов дает большую экономию легирующих элементов, электроэнергии и повышает производительность электропечей.

На плавках методом переплава отсутствует окислительный период. При правильном расчете шихты после расплавления сразу начинается восстановительный период, металл раскисляют, добавляют некоторые легирующие и выпускают. Плавка методом переплава легированных отходов значительно короче по сравнению с обычной плавкой.

	Рис. 2.7. Технологическая схема производства сталеплавильной печи

·         Выплавка стали в кислых электродуговых печах

Электродуговые печи с кислой футеровкой обычно используются при выплавке стали для фасонного литья. Емкость их составляет от 0,5 до 6,0 - 10 т. Кислая футеровка более термостойкая и позволяет эксплуатировать печь с учетом условий прерывной работы многих литейных цехов машиностроительных заводов. Основным недостатком печей с кислой футеровкой является то, что во время плавки из металла не удаляются сера и фосфор. Отсюда, очень высокие требования к качеству применяемой шихты по содержанию этих примесей.

Плавление в кислой печи длится примерно так же, как в основной печи (50 - 70 мин). В окислительный период удаляется меньшее количество углерода (0,1 - 0,2 % ) и из-за повышенного содержания FeO в шлаке металл кипит без присадок железной руды. Содержании (ЗЮг) в шлаке к концу окислительного периода повышается до 55 -65 %.

Когда металл нагрет, начинается восстановление кремния по реа:кции:

(Si02)+2 [С] = [Si] + 2СОгаз.

К концу окислительного периода содержание Si в металле увеличивается до 0,2 - 0,4 %. Раскисление стали перед выпуском может проводиться как в печи, так и в ковше.

2.2. КОНСТРУКЦИЯ ЭЛЕКТРОДУГОВОЙ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ

2.2.1. Общее устройство дуговой печи

Дуговая сталеплавильная печь благодаря своим преимуществам предназначена, в основном, для производства легированных высококачественных сталей - коррозионностойких, инструментальных, конструкционных, электротехнических, жаропрочных и др., а такжеразличных сплавов.

Печь ДСП состоит из металлического корпуса в виде кожуха, как правило, цилиндрической формы со сферическим днищем (рис. 2.8, 2.9, 2.10). Изнутри кожух футерован высокоогнеупорными материалами. Плавильное пространство печи сверху перекрывается съемным сводом, огнеупорная кладка которого выполнена в специальном сводовом кольце. В стенах печи имеются одно или два рабочих окна и одно выпускное отверстие с желобом для слива металла и шлака в ковш. Рабочие окна служат для загрузки шлакообразующих, руды, ферросплавов и для ряда технологических операций спуска шлака, взятия проб металла и шлака.

Дуговая печь опирается на два опорных сегмента - люльки, с помощью которых печь может наклоняться в сторону рабочего окна или выпускного отверстия. Наклон печи осуществляется при помощи механизма наклона с электрическим или гидравлически приводом.

Для загрузки шихты в печь свод обычно поднимают к полупорталу и вместе с электродами отворачивают в сторону сливного желоба. Шихта в плавильное пространство опускается с помощью специальной корзины с открывающимся дном. В эти корзины (бадьи) вся шихта укладывается в определенном порядке на шихтовом участке цеха.

К моменту завалки загруженная корзина подается к печи с помощью мостового крана, и после отвода от печи свода корзина опускается в плавильное пространство. Замок, закрывающий днище корзины, выдергивается, и корзина с помощью крана вы-водится из печи. При этом, благодаря раскрытию дна корзины, вся содержащаяся в ней шихта остается на подине печи.

Рис. 2.8. Схема рабочего пространства дуговой электропечи:

1 - куполообразный свод; 2 - стенки; 3 - желоб;

4 - сталевыпускное отверстие; 5 - электрическая дуга; 6 - сферический под; 7 - рабочее окно; 8 - заслонка; 9 - электроды

Рис. 2.9. Дуговая сталеплавильная

 печь (общий вид)

1 - электрод;

2 - головка электрододержателя; 

3 - свод;

4 - подвеска свода;

5 - сводовое кольцо;

6 - цилиндрический кожух;

7 - рабочая площадка;

8 - механизм наклона печи;

9 - желоб для слива стали

Рис. 2.10  Дуговая электрическая печь

1 — электрод; 2 — стойка; 3 — электрошины, 4 — каретка; 5 — электрододержатели;  6 — холодильник; 7 — стальной трос;  8 — механизм передвижения электрода;  9 — стальной кожух печи; 10 — футеровка;  11 — выпускное отверстие; 12 — опора; 13 — сектор наклона печи;  14 — механизм наклона печи;  15 — свод; 16 — рабочая площадка;17 — загрузочное окно; 18 — шпиндель механизма наклона печи;  19 — электродвигатель механизма наклона печи.

Источником тепла в дуговой печи является электрическая дуга, возникающая между электродами и жидким металлом или шихтой при приложении к электродам электрического тока необходимой силы. Дуга представляет собой поток электронов, ионизированных газов и паров металла и шлака. Температура электрической дуги превышает 3000 °С. Дуга, как известно, может возникать при постоянном и переменном токе.

Дуговые печи работают на переменном токе. При горении дуги между электродом и металлической шихтой в первый период плавки, когда катодом является электрод, дуга горит, так как пространство между электродом и шихтой ионизируется за счет испускания электронов с нагретого конца электрода. При перемене полярности, когда катодом становится шихта - металл, дуга гаснет, так как в начале плавки металл еще не нагрет и его температура недостаточна для эмиссии электронов. При последующей перемене полярности дуга вновь возникает, поэтому в начальный период плавки дуга горит прерывисто, неспокойно. После расплавления шихты, когда ванна покрывается ровным слоем шлака, дуга стабилизируется и горит ровно.

2.2.2 Разновидности конструкций электродуговых печей

Шихту в современные электродуговые печи загружают сверху с помощью корзины с открывающимся днищем. В зависимости от способа открывания для загрузки сверху различают печи с поворотным сводом; выкатным корпусом; откатывающимся сводом (рис. 2.11). Печи с поворотным (отворачиваемым) сводом бывают двух типов: с опорой механизма отворота свода на люльку и с опорой на отдельный фундамент. У современных печей первой разновидности (рис. 2.11, а) свод подвешен к полупорталу 2, который вместе с электродами 5 и системой их перемещения закреплен на поворотном валу 8, опирающемся на люльку 9. Для загрузки шихты свод поднимают на 150–300 мм, подтягивая к полупорталу, а электроды поднимают, выводя из рабочего пространства. Затем вращением вала 8 отворачивают свод с электродами на угол 85°, открывая тем самым рабочее пространство. Наклон печи в сторону сливного желоба 11 и рабочего окна 4 обеспечивают качанием люльки.

Печь второго типа (одна из разновидностей, рис. 2.11, г) оборудована подвижной колонной 14, которая опирается на фундамент и снабжена приводами ее подъема и поворота. В нижнем положении полупортал 2 вместе с системой перемещения электродов опирается через две стойки 13 на люльку, а свод на печь. Для открывания рабочего пространства колонна 14 движется вверх и, входя в зацепление с полупорталом, поднимает его со сводом и электродами, а затем, поворачиваясь, отводит свод с электродами от печи; предварительно электроды выводят из рабочего пространства. Люлька наклоняется вместе с печью, сводом и полупорталом с электродами.

У печи с выкатным корпусом (рис. 2.11, б) портал 6 жестко закреплен на люльке 9, к порталу подвешен свод 3 и на портале крепятся электроды 5 с системой их перемещения. Кожух 1 печи установлен на тележке 12, которая с помощью ходовых колес 7 может передвигаться по рельсам, уложенным на люльке. Перед загрузкой свод поднимают, электроды выводят из рабочего пространства, после чего кожух выкатывают из-под портала в сторону рабочего окна 4. Люлька обеспечивает наклон печи вместе с порталом.

Рис. 2.11. Схемы устройства электропечей, загружаемых сверху

а – печь с поворотным сводом с опорой механизма отворота свода на люльку; б – печь с выкатным корпусом; в – печь с откатывающимся сводом; г – печь с поворотным сводом с опорой механизма отворота свода на отдельный фундамент; 1 – кожух; 2 – полупортал; 3 – свод; 4 – рабочее окно; 5 – электроды; 6 – портал; 7 – ходовые колеса; 8 – поворотный вал; 9 – люлька; 10 – фундамент; 11 – сливной желоб; 12 –тележка; 13 – стойки; 14 – подвижная колонна

Распространена и другая разновидность печей с выкатным корпусом. В них люлька и портал со сводом и электродами опирается на два отдельных опорных сегмента. Кожух печи закреплен на люльке и выкатывается из-под портала вместе с люлькой. При наклоне печи люльку замковым устройством жестко соединяют с опорными сегментами портала, сегменты люльки и портала имеют одинаковой радиус кривизны, чем обеспечивается совместный синхронный наклон кожуха и портала.

В печи с откатывающимся сводом (рис. 2.11, в) портал 6 и кожух 1 опираются на общую люльку 9, причем портал установлен на ходовых колесах 7, и может перемещаться по рельсам, уложенным на люльке; к порталу крепиться свод 3 с электродами. Перед загрузкой свод с электродами 5 поднимают, и портал откатывается, съезжая с люльки в сторону желоба 11 или рабочего окна 4. Качанием люльки обеспечивают наклон печи вместе с порталом; портал при наклоне жестко скрепляют с люлькой специальными упорами. В настоящее время печи с выкатным корпусом и откатывающимся сводом считаются устаревшими. В последние годы строят более совершенные печи с поворотным сводом. Ниже рассмотрены механизмы этих печей.

Конструкция опор и механизмов наклона печи с поворотным сводом с опорой механизма отворота свода на люльку

Для опоры корпуса печи на фундамент и для наклона печи при сливе металла служит люлька (рис. 2.12). Она выполнена в виде горизонтальной сварной короб-чатой плиты с двумя опорными     сегментами             3а.

 

а)                                                     б)

Рис. 2.12. Люлька и механизмы наклона печи с гидравлическим (а) и электромеханическим (б) приводом:  1 – гидроцилиндр; 2 – шток; 3 – люлька; 3а – опорный сегмент; 4 – редуктор; 5 – зубчатая рейка; 6 – электродвигатель; 7 – фундаментная балка

Механизм наклона печи может быть с гидравлическим (рис. 15, а) или электромеханическим (рис. 15, б) приводами. В первом случае подаваемая в гидроцилиндры 1 под давлением жидкость вызывает выдвижение или опускание штоков 2, во втором – электродвигатели 6 с редукторами 4 обеспечивают продольное перемещение зубчатых реек 5.

При перемещении штоков или реек опорные сегменты люльки перекатываются по горизонтальным фундаментным балкам опорных станин 7 печи, что вызывает качание люльки и наклон печи.

На рис. 16 показана кинематическая схема гидравлического и электромеханического с реечной передачей механизмов наклона печи.

Рис. 2.13. Схема механизмов наклона печей:

а – с гидравлическим приводом; 1 – фундаментная балка; 2, 3 – ветви маслопровода; 4 – конечный выключатель; 5 –гидроцилиндр; 6 – гибкий рукав; 7 – люлька; 8 – рабочее окно; 9 – сливной носок; 10 – электромагнит; 11 – распределительный золотник; 12 – дроссель; 13 – насос; 14 – фильтр; 15 – предохранительный клапан; 16 – манометр;

б – с электромеханическим приводом с реечной передачей: 1 – тормоз; 2 – электродвигатель; 3 – редуктор; 4 – рейка; 5 – шестерня; 6 – прижимная обойма; 7 – шарнир; 8 – люлька

В первом из них (рис. 16, а) наклон люльки 7 с печью обеспечивают шарнирно закрепленные на фундаменте гидроцилиндры 5 за счет подачи масла от маслостанции в надпоршневое или подпоршневое пространство гидроцилиндров. Масло к цилиндрам 5 подается от маслостанции, размещенной в отдельном помещении и включающей насос 13, предохранительный клапан 15, манометр 16, распределительный золотник 11, дроссель 12 и фильтры 14. Направление наклона люльки 7 с печью в сторону сливного носка 9 или рабочего окна 8, т. е. подача масла в ветвь 2 или 3 маслопровода, определяется положением золотника 11 путем включения соответствующего электромагнита 10. Скорость наклона регулируется дросселем 12, установленным в сливной магистрали. Угол наклона печи при перекатывании люльки по фундаментным балкам 1 ограничивается конечными выключателями 4. Так как гидроцилиндры при наклоне печи меняют свое положение, в трубопроводы 2 и 3 включены гибкие участки 6 из рукавов высокого давления.

Во втором механизме (рис. 16, б) рейки имеют отдельный при вод, устанавливаемый на фундаменте под печью со стороны рабочего окна. В каждом приводе вращение от электродвигателя 2 через зубчатую муфту передается трехступенчатому редуктору 3, соединенному зубчатой муфтой с валом реечной шестерни 5, которая входит в зацепление с рейкой 4. Последняя соединена шарниром 7 с сектором люльки 8. При наклоне печи рейки получают сложное движение: поступательное – от приводных шестерен и качательное – вокруг оси этих шестерен – в результате перемещения люльки. Необходимое прижатие рейки к шестерне, осуществляется с помощью качающейся прижимной обоймы 6. Вал реечной шестерни опирается на два подшипниковых узла 8. Привод снабжен тормозом 1, с включением которого автоматически отключается электродвигатель.

Конструкции механизмов вращения ванны, подъема и поворота свода с их опорой на люльку

Большая часть строившихся в последниедесятилетия отечественных печей этого типа схожи с устройством 100-тпечи, схематически показанной на рис. 17. Корпус печи (на рисунке непоказан) опирается на люльку 8 через четыре опорных тумбы 9. Свод 12подвешен к полупорталу, состоящему из двух Г-образных стоек 14 с помощью цепей 11, перекинутых через ролики 13. Концы цепей соединеныприводом 7 (электродвигатель и червячный редуктор с тяговым винтом),который перемещает цепи, обеспечивая подъем и опускание свода. Двапривода 7 соединены синхронизирующим валом 15.Полупортал закреплен на литой стальной поворотной плите 1,которая одним концом насажена на поворотный вал 4 диаметром 750 мм.

Вал закреплен в люльке, опираясь на подпятник 5 и верхний 6 и нижний роликовые подшипники. Вращение вала осуществляет электродвигатель с редуктором 2 через коническую шестерню, входящую в зацепление с коническим зубчатым сектором 3, закрепленным на валу 4. На поворотной плите 1 между Г-образными стойками закреплены три стойки механизма перемещения электродов (на рис.не показаны).

При открывании печи для загрузки включают привод 7, приподнимая свод на 150–300 мм, и поднимают электроды, выводя их из рабочего пространства. Далее включают привод 2, поворачивая вал 4 на угол в 80°; вместе с валом вокруг его оси поворачивается плита 1 и закрепленные на ней портал, свод и электроды, открывая рабочее пространство

сверху.

Рис. 2.14. Механическое оборудование печи с опорой механизмов подъема–

поворота свода на люльку

1 – поворотная плита; 2 – электродвигатель с редуктором; 3 – зубчатый сектор; 4 – поворотный вал; 5 – подпятник; 6 – роликовый подшипник; 7 – привод; 8 – люлька; 9 – опорная тумба; 10 – механизм вращения; 11 – цепь; 12 – свод; 13, 16, 18 – ролики; 14 – стойка; 15 – синхронизирующий вал; 17 – кольцевой рельс; 19 – корпус.

Механизм вращения ванны предназначен для поворота печи вокруг вертикальной оси на 40° в одну и другую сторону относительно нормального положения. Это позволяет во время плавления при трех положениях кожуха проплавлять в шихте девять «колодцев» что сокращает время расплавления шихты. Возможность вращения обеспечивается благодаря тому, что корпус 19 печи посредством прикрепленного к нему кольцевого рельса 17 опирается на ролики 16 опорных тумб 9. Один или два механизма вращения 10 установлены на люльке; каждый из них состоит из электродвигателя с редуктором, выходной вал которого входит в зацепление с закрепленным на корпусе печи зубчатым сектором, благо-

даря чему вращение вала вызывает поворот корпуса. При включении механизма 10 и вращении корпуса кольцевой рельс 17 катится по роликам 16, а ролики 18 предотвращают боковое смещение корпуса. На высокомощных печах в таком механизме нет необходимости, поскольку в процессе расплавления вокруг трех электродов образуется общая плавильная зона или колодец, а не три отдельных проплавляемых колодца, характерных для невысокомощных печей.

Конструкция печи с опорой механизмов подъема и поворота свода на отдельный фундамент

Печи с опорой механизма поворота на отдельный фундамент эксплуатируются уже много лет. Имеется несколько их разновидностей. Современный вариант устройства рассмотрим на примере отечественной высокомощной печи (ДСП-100И6). Корпус печи жестко закреплен на люльке 1 (рис. 2.15). Он включает нижнюю часть 2 (опору ванны) из стального листа, стеновой каркас 3 из труб со стеновы ми панелями 4 и рабочим окном 5. Водоохлаждаемый свод 6 с помощью четырех гибких тяг 7 подвешен к двум консолям 8, которые объединены в общую жесткую конструкцию с порталом 13 и шахтой 18. В нижнем положении портал опирается на люльку через закрепленные на ней две тумбы 14, а свод 6 – на корпус печи. В шахте 18 размещены три гидроцилиндра, которые перемещают телескопические стойки 12 электродержателей. Электроды в электродержателе зажимают с помощью хомута 9 и пружинно-гидравлического механизма 10; ток от гибких кабелей 11а к электрододержателям подводят водоохлаждаемыми медными трубами 11.

            Механизм отворота свода с электродами расположен на отдельном фундаменте и включает поворотную платформу 20 с закрепленными в ней двумя направляющими колоннами 15 и перемещаемую по ним вверх-вниз с помощью системы роликов 19 каретку 17. При открывании рабочего пространства печи вначале из него выводят электроды путем подъема стоек 12. Одновременно с помощью двух гидроцилиндров 25 перемещают каретку 17 вверх; при этом конический хвостовик 16 каретки входит в соответствующее отверстие портала, а выступ 26 входит в зацепление с шахтой. Движущаяся вверх каретка поднимает портал, консоли и шахту и закрепленные на них свод и электроды. После подъема свода на 200-300 мм каретку 17 останавливают и с помощью гидроцилиндра 24 начинают поворот платформы 20 вокруг опорного вала 21; опорные ролики 23 платформы при этом движутся по дугообразным рельсам 22.

Рис. 2.15. Печь с опорой механизмов подъема–поворота свода на отдельный фундамент:

1 – люлька; 2 – опора ванны; 3 – стеновой каркас; 4 – стеновая панель; 5 –рабочее окно; 6 – водоохлаждаемый свод; 7 – гибкая тяга; 8 – консоль; 9 – хомут;10 – пружинно-гидравлический механизм; 11 – медная труба; 11а – гибкий кабель; 12 – телескопическая стойка; 13 – портал; 14 – тумба; 15 – направляющаяколонна; 16 – хвостовик; 17 – каретка; 18 – шахта; 19 – ролик; 20 – поворотнаяплатформа; 21 – опорный вал; 22 – рельс; 23 – опорный ролик; 24, 25 – гидроцилиндр; 26 – выступ

Вместе с платформой вокруг оси 21 поворачивается все приподнятое кареткой оборудование, включая свод и электроды; поворот ведут до полного открывания рабочего пространства печи.

Эта печь, как и все новые высокомощные, имеет гидравлические приводы основных печных механизмов, которые являются более быстродействующими, чем электромеханические.

Конструкции механизмов для зажима и перемещения электродов

Каждый из трех электродов имеет свой независимый механизм зажима и перемещения. Механизм состоит из электрододержателя и устройств, обеспечивающих перемещение его с электродом в вертикальном направлении. Применяются механизмы перемещения электродов с кареткой, передвигающейся по неподвижной стойке и с подвижной телескопической стойкой электрододержателя.

В зависимости от типа привода различают механизмы с гидравлическим приводом и электромеханическим, последний может быть реечным или канатным. На рис. 19 показаны конструктивные схемы механизмов перемещения электродов.

В первой схеме (рис. 2.15, а) по неподвижной вертикальной стойке 3 перемещается каретка 5, к которой крепится рукав 7 электрододержателя с электродом 8. Передача движения от привода 1 (барабанная лебедка) к каретке осуществляется канатом 4, перекинутым через ролики 6; противовес 2 частично уравновешивает каретку. Кинематическая схема такого механизма и ее описание даны на рис. 21.

В механизме с электромеханическим реечным приводом (рис. 2.16, б) каретка с электрододержателем и электродом перемещается по неподвижной стойке с помощью рейки 9, приводимой в движение приводом 1 (электродвигатель и редуктор реечной передачи). Здесь также предусмотрен противовес 2, частично уравновешивающий каретку через блок 6.

В механизме с подвижной стойкой и гидравлическим приводом (рис. 2.16, в) рукав 7 электрододержателя жестко закреплен на подвижной вертикальной стойке 10, перемещаемой внутри полой неподвижной стойки 3 гидроцилиндром 11 (в результате движения поршня 12).

Электрододержателъ служит для зажима и удержания электрода в заданном положении и для подвода к нему тока. Он состоит из рукава и закрепленных на нем головки зажимного механизма и токоподвода. Наибольшее применение получили электрододержатели с пружиннопневматическим механизмом зажима электрода.

а                                                         б                                                         в         

Рис.  2.16. Схема механизмов перемещения электродов:

а – с электромеханическим канатным приводом; б – с электромеханическим реечным приводом; в – с подвижной стойкой и гидравлическим приводом; 1 – привод; 2 – противовес; 3 –неподвижная стойка; 4 – канат; 5 – каретка; 6 – ролик; 7 – рукав; 8 – электрод; 9 – рейка; 10 – подвижная стойка; 11 – гидроцилиндр; 12 – поршень

Конструктивное исполнение электрододержателей отличается многообразием, но в зависимости от способа зажима электрода в головке их можно свести к двум разно-видностям.

В одной (рис. 2.16, а) головка выполнена в виде кольца или полукольца 1 и подвижной нажимной колодки 3. Электрод 2 в рабочем положении зажат в кольце колодкой за счет усилия пружины 5, установленной на штоке 4. Если нужно освободить электрод, то в пневмоцилиндр 6 подают воздух, поршень и рычажный механизм 7 сжимают пружину, перемещают колодку вправо, освобождая электрод.

Во второй разновидности (рис. 2.16, б) головка состоит из неподвижной колодки 5, закрепленной на рукаве 9, и хомута 8, охватывающего электрод 2. Электрод прижат к токоведущей колодке с помощью хомута за счет усилия пружины 5, передаваемого рычажной системой 7. При подаче воздуха в пневмоцилиндр 6 хомут смещается влево, освобождая электрод.

Головка электрически изолирована от рукава 9, на средних и крупных печах элементы головки охлаждают водой. Рукав делают из толстостенной трубы или сварной коробчатой балки. Ток к головке подают с помощью шин или медных водоохлаждаемых труб, закрепленных на изоляторах сверху рукава (рис. 2.15).

 

а б

а                                                                                 
           б

Рис. 2.17. Схема электрододержателей

а – с подвижной колодкой; б – с неподвижной клодкой; 1 – кольцо (полукольцо); 2 – электрод; 3 – нажимная колодка; 4 – шток; 5 – пружина; 6 – пневмоцилиндр; 7 – рычажный механизм; 8 – хомут; 9 – рукав; 10 – каретка

На новых высокомощных печах вместо пружинно-пневматических устанавливают схожие с ними пружинно-гидравлические механизмы зажима электродов (общий вид такого меха- низма представлен на рис. 2.15). За рубежом широко применяют так называемые токоведущие электрододержатели. В них рукав выполнен в виде полой прямоугольного сечения балки из алюминия, служащей также токоподводом от гибких кабелей до головки электрододержателя, иногда применяют полые стальные балки, покрытые слоем меди (плакированные медью). Медь и алюминий используют в связи с их высокой электропроводностью. При этом не требуются токоподводы из медных водоохлаждаемых труб. Преимуществом алюминиевых токоведущих электрододержателей является их значительно меньшая масса.

2.2.3 Расчет механических узлов дуговой печи

На рис. 2.18 показана кинематическая схема одной из конструкций механизмов подъема и поворота свода, а также перемещения электродов для печи с опорой этих механизмов на люльку.

Механизм подъема свода

Подъем и опускание свода осуществляют два синхронно работающих механизма, приводом которых являются электродвигатели 25 и червячно-винтовые редукторы 24. Свод 21 подвешен к полупорталу 19 на перекинутых через блоки 5 и 18 цепях 20 и тягах 4, связанных с червячно-винтовыми редукторами. При работе электродвигателя 25 и червячно-винтового редуктора 24 тяговый винт 24а редуктора получает поступательное движение вверх или вниз, перемещая тяги 4 цепи 20 и, тем самым, свод 21 (на высоту до 500 мм). Для синхронизации работы двух механизмов предусмотрен уравнительный вал 31, связанный с редукторами через муфты 32.

Расчет мощности электродвигателя подъема свода:

Мощность одного двигателя подъема свода, кВт:

,

где Qсв – сила тяжести свода, Н; Vсв – скорость подъема свода, м/с;  – КПД  привода, ;

– КПД блоков;  – КПД. винтовой и червячной передачи,

 ,

 - угол подъема винта редуктора, =arctgt();

t – шаг винта со средним диаметром резьбы ;

 – угол трения в резьбе,

=arctgt(); – коэффициент трения.

Механизм поворота свода

Для отворота свода от рабочего пространства печи вращают вал 27 с жестко закрепленной на нем плитой 30, являющейся опорой полупортала 19 и подвешенного к нему свода 21; поворотный вал 27 опирается на люльку печи через два радиальных 29 и один упорный 26 подшипники. Приводом поворота являются электродвигатель 22 и трехступенчатый цилиндрический редуктор 23, на выходном валу которого посажена коническая зубчатая шестерня, входящая в зацепление с зубчатым сектором 28, жестко насаженным на вал 27. Получая вращения от привода, зубчатая шестерня вызывает поворот зубчатого сектора 28 и вала 27 вокруг его вертикальной оси и, тем самым, поворот плиты 30 и свода печи.

Рис. 21. Кинематическая схема механизмов подъёма, и поворота свода и перемещения электродов для печи с их опорой на люльку

1, 22, 25 – электродвигатель;2, 23, 24 – редуктор; 3 – барабан; 4 – тяга; 5, 10, 11, 13, 18 – блок; 6 – колонна; 7,12 – канат; 8 – каретка; 9 – груз; 14 – ходовой ролик; 15 – рукав; 16 – электродо-держатель; 17 – электрод; 19 – полупортал; 20 – цепь; 21 – свод; 24а – тяговыйвинт; 26 – упорный подшипник; 27 – поворотный вал; 28 – зубчатый сектор; 29 –радиальный подшипник; 30 – плита; 31 – уравнительный вал; 32 – муфта

Расчет мощности электродвигателя подъема свода

Для выбора двигателя поворота свода последовательно определяются следующие параметры:

Центр тяжести механизма поворота:

где Gi – сила тяжести отдельных поворачивающихся деталей: свода, полупортала, плиты, вала, приводов и т. п.; – сила тяжести всех поворачивающихся деталей; xi – центр тяжести всех поворачивающихся деталей.

Статический момент поворота:

,

где r1, r2, r3 – радиусы опор в верхнем и нижним радиальных и в упорном подшипниках с соответствующими коэффициентами трения ; ;  h – расстояние между радиальными подшипниками.

Момент, приведенный к валу электродвигателя:

Mдв = Mп/i,

где i –передаточное отношение привода.

Мощность электродвигателя поворота, кВт

где  –  КПД  привода;  – частота вращения двигателя.

Механизм перемещения электродов

Приводом этого механизма служит барабанная лебедка, включающая электродвигатель 1, червячный редуктор 2 и барабан 3. Вращение барабана вызывает перемещение вверх или вниз каната 7, перекинутого через блоки 10 и через закрепленный на рукаве 15 блок 13, и тем самым вертикальное перемещение каретки 8 с рукавом 15, несущим электрододержатель 16 с электродом 17. Каретка на ходовых роликах 14 передвигается по колонне 6; блоки 10 называют неподвижными, а перемещающийся в вертикальном направлении блок 13 – подвижным. Груз 9 с помощью перекинутого через блоки 11 каната 12  частично уравновешивает силу тяжести каретки 8.

Расчет мощности электродвигателя механизма перемещения электродов

Для выбора мощности электродвигателя механизма перемещения электродов последовательно определяются следующие величины:

Усилие Р на подвижном блоке 13 (рис. 2.18)

,

где  - бщая сила тяжести каретки, электрода, механизма зажима и части токоподводящих шин; – сила тяжести противовеса; а – расстояние от центра тяжести поднимаемых масс до оси ближних к центру тяжести ходовых роликов; l – расстояние между осями роликов, расположенных на разных сторонах колонны; b – расстояние между осями ро-

ликов, расположенных на одной стороне колонны; m – расстояние между осью подвижного блока и осями ближних к блоку ходовых роликов; W – коэффициент тяги,

- коэффициент трения в цапфах роликов диаметром d; f – коэффициент трения на ободе роликов диаметром Dp; Кр – коэффициент реборд;  – КПД противовесов.

Момент на валу электродвигателя:

,

где  –радиус барабана; ,  – передаточное отношение и КПД привода лебедки.

Мощность привода:

, кВт,

где  – частота вращения двигателя.

При реечном приводе момент на валу электродвигателя:

где Dш – диаметр шестерни;  – передаточное отношение и к. п. д. привода реечной передачи.

Мощность электродвигателя при реечном приводе, кВт :

Момент сопротивления вращению ванны печи с металлом с суммарной силой тяжести Gпечи + Gмет зависит от сопротивления в цапфах диаметром dц ходовых роликов и от трения на ободе ходовых роликов диаметром Dx:

,

где , f, Kp – коэффициенты трения в цапфах, на ободе роликов и на ребордах; – средний радиус опорного кольца.

Далее выбирается электродвигатель по требуемой мощности:

Механизм наклона печи

Расчет привода механизма наклона печи предполагает последовательное определение следующих характеристик.

Момент сопротивления опрокидыванию порожней печи имеющей массу Gп равен

где r – величина радиуса вектора от центра кривизны люльки до центра тяжести печи;  – угол наклона радиуса вектора к вертикальной оси печи;  – угол поворота, при вращении по часовой стрелке знак «+», против «–».

Момент от сил трения качения люльки радиусом

где Gп, Gм – сила тяжести порожней печи и металла; Rл – радиус сегментов люльки; Е – модуль упругости материала колеса; b – суммарная толщина двух сегментов люльки.

Внутренний профиль пода печи представляет собой шаровой сегмент с начальным объемом металла:

где h – высота сегмента металла;  – внутренний радиус шарового сегмента.

Сила тяжести металла

 где  – удельная масса расплава.

Опрокидывающий момент от жидкого металла при повороте на угол  равен: ,

где n – расстояние между центрами кривизны люльки и шарового сегмента.

Отсюда общий момент сопротивления наклону печи

Максимальный общий момент будет при наклоне печи = 40 – 45°, когда из печи будет слит весь металл,

Обозначим угол между вертикалью печи и прямой отрезка, соединяющего центры кривизны сегментов люльки печи и точки подвески рейки, через . Находим усилие наклона печи Рр, приложенное к одной рейке:

где l – расстояние между центром кривизны сегмента люльки и точкой подвески рейки.

Максимальное усилие на рейке:

По максимальной силе определяется момент на валу каждого из двух электродвигателей:,

где – радиус начальной окружности приводной шестерни; i,  – передаточное отношение и к.п.д привода.

Статическая мощность двигателя, кВт:

,

где  – частота вращения двигателя, . При расчете механического оборудования и исполнительных механизмов печей к проектным расчетам предъявляются повышенные требования с точки зрения точности и качества, так как при работе с большими массами жидкого металла недопустимы сбои и отказы в работе техники.

Расчет механизма подъема свода печи

Расчет механизма подъема свода печи заключается в расчете мощности электродвигателя.

При передаточном числе редуктора i=25 шаге винта s=24 мм и скорости электродвигателя n=1000 об/мин скорость подъема свода

м/мин

Время подъема на высоту h=500мм

сек.

Вес свода равен 50т

Коэффициент полезного действия привода η=0,29

Мощность электродвигателя

квт

На основании приведенных данных произведем расчет червячного редуктора

Номинальные частоты вращения и угловые скорости валов редуктора:

об/мин

рад/с

об/мин

рад/с

Вращающие моменты

Н*м = 117,6  10³ Н*мм

Н*мм

Для венца червячного колеса примем бронзу Бр010Ф1, отлитую в кокиль; для червяка – углеродистую сталь с твердостью HRC>45.  В этом случае основное контактное напряжение [σH]’= 221 МПа. Расчетное допускаемое напряжение   [σН]= [σН]’KFL тогда [σН]= 221*0,67=148 МПа.

Число витков червяка Z1 принимаем в зависимости от передаточного числа: при u= 25 принимаем Z1=2

Число зубьев червячного колеса Z2=Z1*u=2*25=50

Принимаем предварительно коэффициент диаметра червяка q=12,5 и коэффициент нагрузки К=1,2

Определяем межосевое расстояние из условия контактной прочности

=мм

Модуль

мм

Принимаем по ГОСТ 2144-76 стандартные значения m=8мм и q=12,5, а также Z2=50 и Z1=2

Тогда пересчитываем межосевое расстояние по стандартным значениям m, q и Z2:

мм

Основные размеры червяка:

Делительный диаметр червяка

мм

Диаметр вершин витков червяка

мм

Диаметр впадин витков червяка

мм

длина нарезанной части шлифованного червяка

147 мм

делительный угол подъема γ при Z1=2 и q=12,5 угол γ=9°05’

Основные размеры венца червячного колеса

Делительный диаметр червячного колеса

мм

Диаметр вершин витков червяка

мм

Диаметр впадин витков червяка

мм

наибольший диаметр червячного колеса

мм

ширина венца червячного колеса

87 мм

окружная скорость червяка

м/с

скорость скольжения

м/с

Уточняем КПД редуктора

При скорости Vs = 5,16 м/с при шлифованном червяке приведенный угол трения ρ΄=1°.

КПД редуктора с учетом потерь в опорах, потерь на разбрызгивание и перемещение масла

=

выбираем 7-ю степень точности передачи и находим значение коэффициента динамичности Кv = 1,1

Коэффициент неравномерности распределения нагрузки

коэффициент нагрузки

Проверяем контактное напряжение

МПа<

Проверяем прочность зубьев червячного колеса на изгиб.

Эквивалентное число зубьев

Коэффициент формы зуба YF=2,18

Напряжение изгиба

МПа

Основное допускаемое напряжение изгиба для реверсивной работы [σ-1F]’=51

Расчетное допускаемое напряжение [σ-1F]= [σ-1F]’KFL Коэффициент долговечности примем по его минимальному значению KFL=0,543 Таким образом  [σ-1F]= [σ-1F]’0,543=51*0,543=27,6 МПа. Прочность обеспечена, так как [σF]< [σ-1F] Расчет валов редуктора

Диаметр выходного конца ведущего вала по расчету на кручение при [τk] = 25 МПа

28,6мм

Но для соединения его с валом электродвигателя примем dв1= dдв=32мм; диаметры подшипниковых шеек dп1=45мм.

Расстояние между опорами червяка примем l1=dаМ2=430мм

Ведомый вал

Диаметр выходного вала

Принимаем мм

Диаметры подшипниковых шеек dп2=65мм, диаметр вала в месте посадки червячного колеса dк2=70.

Диаметр ступицы червячного колеса

мм

Принимаем мм

Длина ступицы червячного колеса

мм

Принимаем мм

Заключение

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. Металлизованные окатыши, заменяющие металлический лом, можно загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств.

В электропечах можно выплавлять сталь обширного сортамента.

Список литературы

1.      Бабич В.К. Основы металлургического производства. - М.: Металлургия, 2000.- 240 с.

2.      Гребеник В.М. Расчет металлугрических машин и механизмов. - М.: Металлургия, 1988.- 448 с.

3.      Гутман М.Б. Электрические печи сопротивления и дуговые печи. – М.: Энергоатомиздат ,1983.- 360 с.

4.      Доронин С.В. Проектные расчеты конструкций металлургического оборудования. - Красноярск.: Металлургия ,2004.- 152 с.

5.      Дуговые сталеплавильные печи. Атлас конструкций - М.: Металлургия,1976.-172с.