Печи литейных цехов

температура разливки  tk =1600С;

плотность при температуре  разливки   γ = 7200кг/м3;

теплосодержание при температуре  разливки q= 1, 42⋅ Дж/кг;

  энтальпия при температуре  разливки  Сp= 0,385 кВт⋅ч/кг;

удельное  сопротивление  стали  в  холодном  состоянии р_х =0,2*10^-б Ом*м 

удельное  сопротивление  стали  при  температуре  потери магнитных 

свойств

удельное  сопротивление  стали  перед  сплавлением  кусков  шихты 

Ом⋅м;

удельное  сопротивление  стали  при  температуре  разливки

 

 

Плавка стали производится без рафинирования, режим работы – на твердой  завалке.  Время  плавки  Средний диаметр кусков  шихты

 

 

Расчёт индукционной тигельной печи

1. Минимальная частота питающего  тока, Гц,

f_min = 25 · 10⁶ r_м /(m_мd_м²).

f_{min =} 25*10⁶*1*10^-6/1*0,08^-6*1*10^-6=490,9 Гц.

где  r_м – удельное электросопротивление металла, Ом · м;

       m_м – относительная магнитная проницаемость металла;

d_м – диаметр металла, м (для жидкого металла   d_м = d_о,  для металлолома       d_м – средний размер куска металла);

2. Полезная вместимость тигля,  т.

m = (t₁ + t₂ + t₃ + t₄) · П + m_s

m = (0,3+1,5+0,1+0,02)*0,5 = 0,96т.

где t₁ – время загрузки шихты в печь, час;

      t₂ – время плавки, час;

      t₃ – время доводки металла, час;

      t₄ – время слива металла из печи, час;

      П – производительность печи, т/час;

      m_s – масса болота печи (при работе с болотом), т;

3. Объём жидкого металла в  печи, м³;

V_м = m / g_м;

V_м = 0,96 / 7,2 = 0,13 т/м³

где g_м – плотность жидкого металла, т/м³;

4. Внутренний диаметр тигля,  м.

D_o = 3,5 ·

;

D_o = 3,5 ·

= 1,5м

 

 

где В – коэффициент, зависящий  от вместимости печи: 1,5 – 2 до 1 т; 1,35 – 1,5 для 1 – 3 т и 1,25 – 1,35 свыше 3 т.

5. Высота металла в тигле,  м.

h_м = B · d_o;

h_м = 1,5 · 1,5 = 2,25м.

6. Толщина S₁ стенки тигля, мм: (0,25 – 0,3) d_o до 0,5 т; (0,15 – 0,25) d_o для 0,5 – 3 т и (0,1 – 0,15) d_o свыше 3 т.

S₁=0,25*1.5=0,75мм.

7. Толщина S₂ изоляционного слоя между тиглем и индуктором, м: 0,005 до 3 т; 0,005 – 0,01 для 3 – 15 т и 0,01 – 0,015 свыше 15 т.

S₂=0,005м,

 

8. Внутренний диаметр индуктора,  м,

d_в = d_o + 2 (S₁ + S₂).

d_в = 1,5 + 2 (0,5 + 0,005)=2,51м.

 

 

9. Полезная тепловая мощность  печи, кВт,

Р_пол = W_теор · П`;

Р_пол = 2500· 0,64=1600кВт

 

где W_теор – теоретический удельный  расход  энергии для расплавления   металла, кВт · час/т;

       П` - плавильная  производительность печи, т/час,

П` = П (t₁ + t₂ + t₃ + t₄) / t₂.

П` = П (t₁ + t₂ + t₃ + t₄) / t₂ = 0,5*1,92/1,5 = 0,64 т/час

10. Полезная активная мощность  печи, кВт,

Р_м = Р_пол / h_терм;

Р_м = 1600 / 0,8 = 2000 кВт

где h_терм – термический КПД печи, равный 0,7 – 0,9.

 

11. Высота индуктора, м,

h_и = (0,7 – 1,3) · h_м.

h_и = (0,9) · 2,25 = 2,025м.

Для печей, работающих на повышенной частоте, высота индуктора больше высоты металла в тигле; для печей, работающих на промышленной частоте, она меньше высоты металла в тигле.

12. Глубина проникания тока в  металл, м,

D = 503

D = 503

= 0,0263м.

 

где f – частота тока, питающего  индуктор, Гц.

13. Напряжённость магнитного поля  в индукторе, А/м,

H = (10³/k_s)

H = (10³/0,85)

=0,12А/м

 

 

где k_s – коэффициент, учитывающий самоиндукцию и взаимоиндукцию между индуктором и металлом и равный 0,85 – 0,95;

       А_м – поправочный коэффициент активной мощности, учитывающий кривизну металла в тигле и зависящий от отношения диаметра к глубине протекания тока в него, т. е. d_o / D (рис.2).

14. Реактивная мощность, выделяющаяся  в зазоре между металлом и  индуктором, квар,

Q₃ = 6,2 · 10^-9 H² f d_o² h_м [(d_B / d_o)² – 1]

Q₃ = 6,2 · 10^-9 *0,385*500*1,5* 2,25[(2,51 / 2,25)² – 1] = 0,1*10^-4квар

 

15. Реактивная мощность, выделяющаяся  в металле, квар,

Q_м = 6,2 · 10^-6 H² d_o h_м R_м k_S²

;

Q_м = 6,2 · 10^-6 *0,385* 1,5 *2,25 *0,2 *1,6

= 1*10^-12квар

где R_м – поправочный коэффициент реактивной мощности (рис.3).

16. Толщина стенки трубки индуктора,  мм. Из условий минимальных потерь  активной мощности в индукторе

S_тр = 10³ · 1,3 D;

S_тр = 10³ · 1,3*0,03 = 39мм

17. Потери активной мощности  в индукторе, кВт,

P_и = 6,2 · 10^-6 H² d_в h_и A_и

= 6,2 · 10^-6 *0,385* 2,51* 2,025* 1,23

= 35*10^-12кВт

 

где r_и – удельное электросопротивление материала индуктора, Ом · м;

      m_и – относительная магнитная проницаемость материала индуктора;

A_и - поправочный  коэффициент  активной мощности,  учитывающий кривизну индуктора; определяют по сплошным линиям для разных d_в /D  (рис.3);

       k_з.и. – коэффициент заполнения индуктора, равный 0,7 – 0,9.

18. Реактивная мощность, выделяющаяся  в индукторе, квар,

Q_и = 6,2 · 10^-6 H² d_в h_и R_и ×

Q_и = 6,2 · 10^-6* 0,385* 2,51* 2,02 *1,23 ×

=35*10^-12кВт

 

где R_и – поправочный коэффициент реактивной мощности, учитывающий кривизну индуктора, определяют по штриховым линиям для разных d_в /D (рис.3).

19. Общая активная мощность, кВт,

Р = Р_м + Р_и;

Р = 2000 + 35*10^-12 кВт

20. Общая реактивная (индуктивная)  мощность, квар,

Q = Q_м + Q_з + Q_и

Q = 0,1*10^-12+ 1*10^-12 + 35*10^-12 = 36,1*10^-12

 

21. Полная мощность системы индуктор  – металл, кВ · А;

S =

S =

= 8,42кВ*А

22. Сила тока в индукторе, А,

I = 10³ S / U_и

I = 10³ *8,42 / 1500 = 56 А

где U_и – напряжение в индукторе, В.

23. Число витков в индукторе

n = H h_и/ I

n = 0,12 *2,025/ 56 = 4

24. Шаг витка индуктора (рис.3), м,

h_вит = h_и / n.

h_вит = 2,025/ 4 = 0,5 м.

25. Высота трубки индуктора, м,

h_тр = h_вит · k_з.и.

h_тр = 0,5 · 0,9_.= 0,45 м.

 

26. Толщина изоляции между витками,  м,

h_изол = h_вит – h_тр.

h_изол = 0,5 – 0,45= 0,05 м

27. Напряжение тока между витками  индуктора, В,

U_вит = U_и / n

U_вит = 1500/ 4= 375В.

28. Напряжение на 1 см изоляции между витками, В,

U₁ = 10^-2 U_вит / h_изол ,

U₁ = 10^-2 *375 / 0,05= 75В.

допускается не более 200 В на 1 см.

29. Ширина трубки индуктора. Размер  трубки в поперечном сечении  определяют из условия, при  котором плотность тока должна  быть не более 20 А/мм².

30. Коэффициент мощности печи

cos j = P / S.

cos j = 35*10^-12 / 8,42*10^-6= 4,16*10^-6

31. Ёмкость конденсаторной батареи,  мкФ,

C = 10⁹ Q / (2p f U_к²),

C = 10⁹ *36,1*10^-12 / (2* 500* 1000²) =

 

где U_к – напряжение на конденсаторе, В.

Мощность конденсаторной батареи  Q_C в квар должна быть равна общей реактивной (индуктивной) мощности, т. е. Q_C = Q. Тогда контур “индуктор – конденсаторная батарея” рассчитывают на полную мощность системы S, а подводящую электрическую линию – только на общую активную мощностР.

32. Общая площадь поперечного  сечения магнитопровода, м²,

F_мг = U_и / (4,44 f n B)

1500/6,216=0,24м²

где В – индукция в магнитопроводе, Вб/м^-, при частоте 50 Гц (0,6 – 1,0).

33. Площадь поперечного сечения  одного магнитопровода, см²,

F`_мг = 10⁴ F_мг / N_мг

F`_мг = 10⁴ *0,24 /4= 600см²,

где N_мг – число пакетов магнитопровода вокруг индуктора.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Заключение

Электросталеплавильному способу  принадлежит ведущая роль в производстве качественной и высоколегированной стали. Благодаря ряду 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 электродуговых печах происходит 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.

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

Список используемой литературы

 

1. Белоусов В. А.. Оборудование для  специальных способов литья. Учебное  пособие: – Тула, ТулГУ, 1998.- 102 с.
2. Кривандин В. А., Филимонов Ю. П.. Теория, конструкции и расчёты металлургических печей. – М.: Металлургия, 1986.- 479 с.
3. Долотов Г. П., Кондаков Е. А.. Печи и сушила литейного производства. – М.: Машиностроение, 1980.- 304 с.
4. Воздвиженский В.М., Грачев В.А., В. Спасский В. - М.: Машиностроение, 1984.- 432 С.
5. Благонравов Б.П., Грачев В.А.. Печи в литейном производстве. – М.: Машиностроение, 1988. – 155 с.
6. Губинский В.И., Леонтьева Г.С.. Теория, конструкции и расчеты металлургических печей.  – М.: Металлургия, 1978. – 269 с.
7. Ойкс Г.Н.. Производство стали. – М.: Металлургия, 1974. – 440 с.
8. Линчевский Б.В. Металлургия черных металлов. – М.: Металлургия, 1986. – 360 с.
9. Трухов А.П., Маляров А.И.. Литейные сплавы и плавка. – М.: Металлургия, 2004. – 336 с.
10. Зубченко А.С..  Марочник сталей и сплавов. – М.: Металлургия, 2003. – 784 с

 

 

.