Скачать 47.94 Kb.
|
2 Расчётная часть проекта 2.1 Расчёт таблицы деформации основного сорта ![]() Рулон 210×1360×8000. 2.1.2 Выбираем допустимое относительное обжатие по клетям ε,% Таблица1- Допустимое относительное обжатие по клетям стана 1700 КарМК
2.1.3 Коэффициент вытяжки μ по клетям, начиная с последней с учётом отсутствия уширения вычисляется по формуле μn=1+εhn, где εhn- допустимое относительное обжатие по клетям μ12=1+0,12=1,12, μ11=1+0,224=1,224, μ10=1+0,287=1,287, μ9=1+0,352=1,352, μ8=1+0,421=1,421, μ7=1+0,455=1,455, μ6=1+0,50=1,50, μ5=1+0,292=1,292, μ4=1+0,36=1,36, μ3=1+0,271=1,271, μ2=1+0,252=1,252, μ1=1+0,241=1,24. 2.1.4 Скорость прокатки υ, м/с, начиная с последней клети без учёта опережения, отставания, натяжения вычисляется по формуле υn-1= ![]() υ12=18,0, υ11= ![]() υ10= ![]() υ9= ![]() υ8= ![]() ![]() ![]() ![]() υ6= ![]() ![]() υ5= ![]() ![]() υ4= ![]() ![]() υ3= ![]() ![]() υ2= ![]() ![]() υ1= ![]() ![]() υ0= ![]() ![]() 2.1.5 Толщина проката h, мм после каждой клети начиная с последней вычисляется по формуле hn-1=hn×μn, h12=8,0, h11=8,0×1,12=8,96, h10=8,96×1,224=10,97, h9=10,97×1,287=14,11, h8=14,11×1,352=19,08, h7=19,08×1,421=27,12, h6=27,12×1,455=39,45, h5=39,45×1,50=59,18, h4=59,18×1,36=80,49, h3=80,49×1,322=106,41, h2=106,41×1,271=135,24, h1=135,24×1,252=169,32, h0=169,32×1,241=210,0. 2.1.6 Абсолютное обжатие Δh, мм по клетям вычисляется по формуле Δhn=εn×hn-1, Δh1=0,241×210,0=50,61, Δh2=0,252×169,3=42,67, Δh3=0,271×135,2=36,65, Δh4=0,322×106,4=34,26, Δh5=0,36×80,5=28,98, Δh6=0,50×59,2=29,59, Δh7=0,455×39,5=17,95, Δh8=0,421×27,1=11,42, Δh9=0,352×1 ![]() Δh10=0,287×14,1=4,05, Δh11=0,224×11,0=2,46, Δh12=0,12×9,0=1,06. 2.1.7 Ширина проката b, мм остаётся постоянной b0÷b12=1360. 2.1.8 Длина чернового проката L, м по клетям, начиная с последней вычисляется по формуле Ln-1= ![]() L12=210,0, L11= ![]() L10= ![]() L9= ![]() L8= ![]() L7= ![]() L6= ![]() L5= ![]() L4= ![]() L3= ![]() L2= ![]() L1= ![]() L0= ![]() 2.1.9 Температура подката (раската) t, °C по клетям черновой группы вычисляется по формуле tn=t0-T× ![]() где T-относительное снижение температуры по клетям, °C T= ![]() где t0-начальная температура раската, °C Принимаем t0=1100; t6-конечная температура раската, °C Принимаем t6=900; h0-h6-толщина подката, мм, T= ![]() t1=1100-46× ![]() t2=1100-46× ![]() t3=1100-46× ![]() t4=1100-46× ![]() t5=1100-46× ![]() 2.1.10 Температура подката (раската) t, °C по клетям чистовой группы вычисляется по формуле tn=t0-T× ![]() где T-относительное снижение температуры по клетям, °C T= ![]() где t0-начальная температура раската, °C Принимаем t0=1100; t6-конечная температура раската, °C ![]() h5-h12-толщина подката, мм, T= ![]() t6=1100-31× ![]() t7=1100-31× ![]() t8=1100-31× ![]() t9=1100-31× ![]() t10 ![]() ![]() t11=1100-31× ![]() t12=1100-31× ![]() 2.1.11 Коэффициент трения f по формуле Экелунда в зависимости от температуры прокатки в каждой клети вычисляется по формуле fn=k1×k2×k3×(1,05-0,0005×tn), где k1-коэффициент, учитывающий материал валков, k1=1(для стальных валков); k2- коэффициент, учитывающий скорость прокатки, k2=1(скорость прокатки больше 2м/с); k3- коэффициент, учитывающий марку прокатываемой стали, k3=1(для углеродистой стали), f1=1×1×1×(1,05-0,0005×1089)=0,51, f2=1×1×1×(1,05-0,0005×1075)=0,51, f3=1×1×1×(1,05-0,0005×1055)=0,52, f4=1×1×1×(1,05-0,0005×1026)=0,54, f5=1×1×1×(1,05-0,0005×983)=0,56, f6=1×1×1×(1,05-0,0005×1084)=0,51, f7=1×1×1×(1,05-0,0005×1063)=0,52, f8=1×1×1×(1,05-0,0005×1035)=0,53, f9=1×1×1×(1,05-0,0005×1001)=0,55, f10=1×1×1×(1,05-0,0005×964)=0,57, f11=1×1×1×(1,05-0,0005×926)=0,59, f12=1×1×1×(1,05-0,0005×902)=0,6. 2.1.12 Угол трения β,° в каждой клети вычисляется по формуле tgβn=fn→βn=arctgfn, tgβ1=f1→β1=arctg0,51=27,0, tgβ2=f2→β2=arctg0,51=27,0, tgβ3=f3→β3=arctg0,52=27,5, tgβ4=f4→β4=arctg0,54=28,4, tgβ5=f5→β5=arctg0,56=29,2, tgβ6=f6→β6=arctg0,51=27,0, tgβ7=f7→β7=arctg0,52=27,5, tgβ8=f8→β8=arctg0,53=27,9, tgβ9=f9→β9=arctg0,55=28,8, tgβ10=f10→β10=arctg0,57=29,7, tgβ11=f11→β11=arctg0,59=30,5, ![]() 2.1.13 Угол захвата λ,° по cosλ в каждой клети вычисляется по формуле cosλn=1- ![]() где Dраб-диаметр рабочего валка, мм, cosλ1=1- ![]() cosλ2=1- ![]() cosλ3=1- ![]() cosλ4=1- ![]() cosλ5=1- ![]() cosλ6=1- ![]() cosλ7=1- ![]() cosλ8=1- ![]() cosλ9=1- ![]() cosλ10=1- ![]() cosλ11=1- ![]() cosλ12=1- ![]() 2.1.14 Сравниваем углы λ,° и β,° и проверяем рассчитанный режим обжатия по условиям захвата βn>λn, β1>λ1=27,0>18,8, β2>λ2=27,0>17,2, β3>λ3=27,5>16,0, β4>λ4=28,4>15,4, β5>λ5=29,2>14,2, β6>λ6=27,0>16,7, β7>λ7=27,5>13,0, β8>λ8=27,9>10,4, β9>λ9=28,8>7,9, β10>λ10=29,7>6,2, β11>λ11=30,5>4,8, β12>λ12=31,0 ![]() 2.2 Расчёт усилий деформации в составе общей таблицы 2.2.1 Удельное давление металла на валки ρ, кг/мм2 в каждой клети вычисляется по формуле ρn= ![]() где Rn-радиус рабочего валка, мм, Rn=Dn:2, R1÷5=950:2=750, R6÷12=700:2=350, kn-коэффициент удельного статического сопротивления металла сжатию, кг/мм2, kn=(14-0,01×tn)×(1,4+C+Mn+0,3×Cr), где C-содержание углерода, %, C=0,35; Mn-содержание марганца, %, Mn=0,95; Cr-содержание хрома, %, Cr=1,2 k1=(14-0,01×1089)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=9,52, k2=(14-0,01×1075)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=9,95, k3=(14-0,01×1055)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=10,56, k4=(14-0,01×1026)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=11,44, k5=(14-0,01×983)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=12,76, k6=(14-0,01×1084)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=9,67, k7=(14-0,01×1063)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=10,31, k8=(14-0,01×1035)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=11,17, k9=(14-0,01×1001)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=12,21, k10=(14-0,01×964)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=13,34, k11=(14-0,01×926)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=14,50, k12=(14-0,01×902)×(1,4+0,35+0,95+0,3×1,2)=15,24, ηn-коэффициент вязкости металла, кг·с/мм2, ηn=0,01×(14-0,01×tn), η1=0,01×(14-0,01×1089)=0,03, η2=0,01×(14-0,01×1075)=0,033, η3=0,01×(14-0,01×1055)=0,035, η4=0,01×(14-0,01×1026)=0,037, η5=0,01×(14-0,01×983)=0,042, η6=0,01×(14-0,01×1084)=0,032, η7=0,01×(14-0,01×1063)=0,034, η8=0,01×(14-0,01×1035)=0,037, η9=0,01×(14-0,01×1001)=0,04, η10=0,01×(14-0,01×964)=0,044, η11=0,01×(14-0,01×926)=0,05, η12=0,01×(14-0,01×902)=0,05, ![]() ![]() ρ2= ![]() ρ3= ![]() ρ4= ![]() ρ5= ![]() ρ6= ![]() ρ7= ![]() ρ8= ![]() ρ9= ![]() ρ10= ![]() ![]() ![]() ρ12= ![]() 2.2.2 Контактная площадь F, мм2 в каждом проходе вычисляется по формуле Fn= ![]() F1= ![]() F2= ![]() F3= ![]() F4= ![]() F5= ![]() F6= ![]() F7= ![]() F8= ![]() F9= ![]() F10= ![]() F11= ![]() F12= ![]() 2.2.3 Полное (фактическое) давление P, Н, МН металла на валки в каждом проходе вычисляется по формуле Pn=ρn× Fn, P1=11,17×210865=23553621=24, P2=12,07×193619=23369813=23, P3=13,44×179441=24116870=24, P4=15,67×173492=27186206=27, P5=19,19×159564=30620332=31, P6=14,33×138403=19833150=20, ![]() P8=20,82×85982=17901452=18, P9=24,94×65956=16449426=16, P10=29,02×51204=14859401=15, P11=32,51×39906=12973441=13, P12=30,71×26195=8044485=8. 2.3 Расчёт валков на прочность и жёсткость 2.3.1 Принимаю допустимое напряжение по справочнику на изгиб с учётом пятикратного запаса прочности Для валков из углеродистой стали допустимое напряжение [σ] равно 100÷120 МПа Принимаем [σ]=120МПа. 2.3.2 Допустимое давление Pш, МН на шейки опорного валка вычисляется по формуле Pш= ![]() где dоп-диаметр шейки опорного валка, мм, dоп=0,6×Dоп, где Dоп-диаметр бочки опорного валка, мм, dоп=0,6×1400=840, α1-расстояние между осями нажимных валков, мм, α1=L1+l, где L1-длина бочки опорного валка, мм, L1=1700мм; l-длина шейки опорного валка, мм, l=dоп=840, а1=1700+840=2540, Pш= ![]() 2.3.3 Допустимое давление Pб, МН на бочке опорного валка вычисляется по формуле Pб= ![]() где Dб- диаметр бочки опорного валка, мм; Pб= ![]() 2.3.4 Сравниваем допустимое давление на шейки опорного валка Pш, МН с полным давлением P, МН металла на валок Pш≥P, 34>20. ![]() Pб≥P; 78>20. 2.3.6 Проверяем прочность шеек приводного и рабочего валков на кручение и изгиб σр= ![]() σш= ![]() ![]() где P-полное давление металла на валок, МН; dраб- диаметр шейки рабочего валка, мм, dраб=0,6×Dраб, dраб=0,6×950=570, σш= ![]() τш= ![]() где rш-радиус шейки опорного валка, мм, rш=dоп:2, rш=840:2=420, τш= ![]() σр= ![]() [σ]≥σр, 120≥67. 2.3.7 Проверяю принятый режим деформации раската по условиям жёсткости валков ![]() Рисунок 1 2.3.7.1 Для получения плоского профиля листа необходимо чтобы форма бочек валков в любой точке на участке под полосой соответствовала уравнению ![]() где fn-суммарный прогиб валков от изгибающего момента и от действия поперечных сил, мм, fn= ![]() где Е-модуль упругости материалов валков, МПа, Е=2,2×105; D-диаметр опорных валков, мм; G-модуль сдвига материала валков, МПа, G=8,2×104, fn= ![]() =0,076, ∆r-упругое сплющивание валков, мм, ∆r= ![]() ![]() где r-радиус рабочего валка, мм, ∆r= ![]() ![]() yт-тепловая выпуклость валков, мм, yт=0,9×λт×(tс-tк)×r, где λт-коэффициент линейного расширения материала валков при нагреве, λт=0,00012; tс-темпереатура в середине валка, °C, tс=t6-200, tс=1039-200=839; tк-темпереатура с краю валка, °C, tк= tс-50, tк=839-50=789. yт=0,9×0,00012×(839-789)×350=1,89, yв-выработка бочек валков,мм, yв=1÷2, yв=2, y=0,076+0,11-1,89+2=0,296. 2.4 Расчёт пропускной способности оборудования 2.4.1 Производительность методической пятизонной печи Ап, т/ч вычисляется по формуле Ап= ![]() где Qсл-масса сляба, т, Qсл=7,85×hсл×bсл×Lсл, Qсл=7,85×0,21×1,36×8=18; N-количество слябов в печи, шт, N=(Lп:bсл)×2, где Lп-длина печи,мм, Lп=30700, N=(30700:1360)×2=45, τнагр-время нагрева сляба, ч, τнагр=q×S, q-удельная продолжительность нагрева, мин/см, q=6мин/см(из справочника); S-толщина прогреваемого слоя, см, S=hсл=21, τнагр=6×21=126мин=2,1; Ап= ![]() 2.4.2 Производительность черновой группы клетей Ачерн., т/ч вычисляется по формуле ![]() ![]() где Тр-время ритма, сек, Тр=∑tм+∑tп+tн, где ∑tм-сумма машинного времени, сек, ∑tм=tм1+tм2+tм3+tм4+tм5, tмn= ![]() tм1= ![]() tм2= ![]() tм3= ![]() tм4= ![]() tм5= ![]() ∑tм=11,03+11,3+11,29+11,61+11,83=53,06, ∑tп-сумма времени пауз, сек, ∑tп= tп1+ tп2+ tп3+ tп4, Принимаем tп=2с, ∑tп=2+2+2+2=8, tн-начальная пауза, сек, Принимаем tн=2с, Тр=57,06+8+2=67,06, ![]() ![]() 2.4.3. Производительность чистовой группы клетей Ачист, т/ч вычисляется по формуле Ачист.= ![]() где Тр-время ритма, сек, Тр=∑tм+∑tп+tн, где ∑tм-сумма машинного времени, сек, ∑tм=tм6+tм7+tм8+tм9+tм10+ tм11+ tм12, tмn= ![]() tм6= ![]() tм7= ![]() tм8= ![]() tм9= ![]() tм10= ![]() tм11= ![]() tм12= ![]() ∑tм=11,84+11,70+10,68+11,68+11,70+11,65+11,67=80,92, ∑tп-сумма времени пауз, сек, ∑tп= tп5+ tп6+ tп7+ tп8+ tп9+ tп10, Принимаем tп=2с, ∑tп=2+2+2+2+2+2=12, tн-начальная пауза, сек, Принимаем tн=2с, Тр=80,92+12+2=94,92, Ачист.= ![]() 2.4.4. Производительность ножниц Ан, т/ч вычисляется по формуле Ан.= ![]() где Тр-время ритма, сек, ![]() tм-время одного реза, сек, tм= ![]() где n-число ходов в минуту, ход/мин, n=10, tм= ![]() N-число резов, N=2, ∑tп-сумма времени пауз, сек, ∑tп= ![]() где Lр-длина рулона, м, υ-скорость реза, м/сек, υ=2 м/сек, ∑tп= ![]() tн-начальная пауза, сек, Принимаем tн=2с, Тр=6×2+105+2=119, Ан= ![]() 5. Производительность моталок Ам, т/ч вычисляется по формуле Ам= ![]() где Тр-время ритма, сек, Тр=tм+tвсп+tн, tм-машинное время, сек, tм= ![]() υ-скорость прокатки, м/сек, tм= ![]() tвсп-вспомогательное время, сек, tвсп=0,12× tм, tвсп=0,12×11,67=1,4, tн-начальная пауза, сек, Принимаем tн=2с, Тр=11,67+1,4+2=15,07, Ам= ![]() ![]() Таблица 1-Баланс металла при прокатке рулонов
2.5.1 Расходный коэффициент металла ρм вычисляется по формуле ρм= ![]() где Qсл-масса сляба, т; Q-масса готового рулона, т, ρм= ![]() 2.5.2 Коэффициент выхода годного kв.г вычисляется по формуле kв.г.= ![]() kв.г.= ![]() 2.6 Расчёт баланса времени Таблица3-Баланс времени в год
2.7 Расчёт годового объёма производства 2.7.1 Годовая производительность стана Агод, т/г ![]() где Аузк-производительность узкого места, т/ч, Аузк=Ан=544,5; λ1÷ λ12-доля сорта в сотых долях, %; k1÷ k12-коэффициент трудности; N-время работы стана в год, ч; kв.г-коэффициент выхода годного; Аузк=544,5×(0,25×1+0,2×1,05+0,15×1,1+0,1×1,15+0,1×1,2+0,075×1,25+0,075× ×1,3+0,05×1,35)×6528×0,97=3874533т/г. ![]() 1 Полухин П.И. Прокатное производство М. Металлургия 1982. 2. Коновалов Ю.В. Справочник прокатчика М Металлургия 1977. |