Un ángel lunático
cae de los arboles de la noche.
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( Ir aà Problemas de hornos )
Exigencias a la q esta
sometida el molde:
Mecánicas Presiones metaloestaticas ,erosión ;los moldes
deben ser rígidos resistentes las cajas deben ser adecuadas ,presión
metalostatica.
Químicas: sílice ;
Térmicas.
Moldes:
Arena verde: presenta % de humedad 4-8% provoca vapor q se disuelve en metal.
Arenas en seco: Partes de arena en verde de mejor caract al
molde resistencia a P . son moldes q ha de sometersde a una desecacion
eficaz se seca casi toda el
agua contenida.
Contraccion:
reduccion de volumen q se da en
todo metal liq ocurre en 3 etapas contrac liq
de solidificacion y contraccion
solida.
Arenas especiales: con
resinas
Silicato de Na gas carbónico (resistente % de hum poco.
Área de cemento: para
grandes ton.
Moldes de yeso. Resina auto
fragantes.
Resistencias a altas T°
(refractarios)
Molde resistente (corte y
comprensión)
Dureza ;Permeable
Paredes lisas(forma de grano
índice de finura)
Cohesión (humedad,
aglutinantes( bentonita, aglomerantes) ;Plasticidad ;Vida de banco
Permeabilidad: es la prop q permite a la
arena ser atravesada por gases
y q permite la evacuación de
estos del molde y queda establecida en función
del volumen de los huecos q hay
en una aglomeración de arenas
La permeabilidad depende de
la forma del tamaño y de la distribución de los granos . Un exceso de arcilla hace bajatr la porosidad de las
arenas .
Cual es el medio de cohesividad a los grnaos y como se mide:
Son los aglutinantes y depende
de la naturaleza y
contenido de este ultimo y % de humedad too influye la cohesion
la forma y tamaño de los granos
, una arena muy uniforme presenta una
cohesion < q otra arena distribuida
en > # de cedazos.
Ventajas y desventajas
de tamaño peq de arena en una fundición:
Ventaj= da mayor
cohesividad a las arenas
Desventaja: baja la permeabilidad de las arenas , las piezas pueden salir
con costras ya q los gases salen a través de la pieza y no por
entre las arenas.
Efectos de la humedad en el molde :
Desarrolla gases ,
la resistencia a la
compresión en verde baja, la
resistencia la compresión en seco >.
Preparación de arenas d moldeo:
Tipo de metal o aleación q voy a fundir
Forma y tamaño de la pieza
Acabado superficial
Contracción volumétrica
Selección de arenas de
moldeo:
arenas naturales = arcilla (8-20% hum)
arenas sintéticas arena sílice
olivino
cromito circonio:
resistentes a alta T°
Sistemas de alimentación:
Obj:
provocar metal liq para compensar la
contracción volumétrica durante la solidificación.
Mayor área mayor posibilidad de disipar el calor el
tiempo de solidificación es menor.
Debe vaciar correctamente
Debe estar en # suficiente
para asegurar q todas la secciones queden alimentadas.
Características de un corazón o alma:
Refractarios, porosas y
resistentes elásticas para no dificultar
la contracción del metal fundido .
Dentritas: cristal o grano q crece en forma
en una aleación favor orientados
hacia en centro de la
fundicion una vez formado la cascara en la zona de enfriamiento.
Solidificación direccional
: es
cuando la solidif empieza en las secciones del molde mas distante
del suministro del metal nuevo y avanza progresivamente en la dirección del suministro
Solidif progresiva:
cuando la
solidf empieza en las paredes del costado del molde y
progresa hacia el centro.
Ambos ocurren dentro
de la misma fundicion al mismo time pero se trata q prime la
solidif direccional.
Preguntas: V
- en los moldes de capa seca la prof de la capa
seca es de +/-0.5 pulg
- en una arena de moldeo de lata permeabilidad no tiene buena prop de resistencia
- e un sistema de presurizado
los canales de colada
presenta mas área de su sección
transversal q la entrada.
- las coladas directas no son buenas para metales y aleaciones livianas
- la fluidez de un metal se ve
afectada por la composición química
y T° de colada
- las coladas en la línea de
partición se prefieren
por ser adecuadas para la moldear.
- el proceso de moldeo con CO2 es mas
adecuado para la prod. en serie q en el moldeo en cascara.
- las piezas de Fe fundido de tipo hipereutec no necesitan sistemas de alimentación
para evitar rechupes.
- las secciones gruesas no se pueden
alimentar con secciones delgadas
empleando materiales
aislantes o de calentamiento.
- un alimentador ciego es mas eficiente
q un alimentados abierto a la
atm .
- los alimentadores q presentan fragilidad no requieren cuello porq
se eliminan de las piezas sin daño alguno.
- en un sistema de
colada permite el ingreso del metal
liq a la cavidad del molde
con una ‘’v’’ controlada y libre
de turbulencia.
- las aleaciones q presentan
un amplio rango de solidi difícil
se presenta rechupes cuanto mas rechupes q no comprometen a la pieza q ha sido
alimentada.
Cm= raiz3(Vf/Vo)-1
Para mm/m Cmx10^3
Para pulg/pie Cm*12
TETA = k M^2
TETA = espesor de la capa
solidificada (la mitad del e geométrico.
K= cte de solif
M = modulo de enfri
time para enfriar.
M= volumen/área (cm)
Mal=1.2Mpza
Teta de sold =c(fxm)^2 c=1.34
f: fac e extencion del
modulo.
M alimentador > M de pieza.
M= volumen de la pieza a
alimentar/área de enfriamiento
M (placa)= e/2
M (barra) = a*b/(2(a+b))
M (L placa y barra) =
a*b/2(a+b)
M cilindro = r*h/(2(r+H))
Cuerpo anular= a*b/2(a+b)
Cubo,cilindro,esfera= d/6
Malimetador> Mde pieza.
M alimentador =fMpieza.
# alimentadores:
barra = long max /(3T+D)
placa = long max /(4T+D)
con enfriador = 12 raiz(T)+2T +D
time de sold sin enfri :
ts(al)=2ts(pza)
time de sold con enfri
ts(al)=1.5ts(pza)
Caine=
y= 0.1/(x+/-1) + 0.03
y real = vol alimentador /
vol pieza
teta(al)= a teta(pza)
x= raiz(a)
x= ((área/vol)pza )/
(área/vol) alim.
Y caine > y real à pza defect
Si ocurre esto de
cambia el dia y H del alimentador al
escoger otro.
Y real = ( - )/ vol pieza
Teta de sold= c(fm)^2
Teta sold arena = 8.4 min.
Teta de sold exotérmico = 20.24min.
Modulo de alimentador de
esfera = D/6
Time de colada: t=
s(raiz3(ep)) seg
e:espesor de pza en mm
p: peso de pza en mm
s=1.3 colada desdeel fondo
s=1.4 colada lateral
s= 1.5-1.6 colada desde
arriba.
Contracc de las fund en estado liq
Calcular la cm de una fund q se vierte a Tv=1400°C el peso de la
fund es 6950gr el % de C =3.92%
La T liq de la austenita se puede calcular
Ty= 1569-97.3(Cey)
Ty=1569-97.3(3.92) =1187.6°C
Al bajar la T° del metal
liq en el molde la d >
en f de T° y %C varia de acuerdo
a la formula:
dliq=
(6.92-0.03C) /
((1-90+30*C)(1500-T)x10^-6 )
es valida
para T° en liq bajo de 1500°C .
dliq(1400°C)=
(6.92-0.03*3.92)/((1-(90+30*3.92)(1500-1400)*10^6))
= 6.95gr/cm3
dliq 1187.6°C = 7.27gr/cm3
entonces el
vol de la fundicion ala T° de vertido es =
Vv= m/d= 6950gr/6.95gr/cm3=1000cm3
Mientras q a T° liq se
tiene:
Vy= 6950/7.27=955.98cm3
A medida q aumenta la T°
de vertido la densidad inic del a fund liq baja à
el vol inic del liq > .
Se tiene la misma aleación antes al Te es 1154°C la dproe=de = 7.38gr/cm3
Fracc de aust presente en
fund hipoe=
(Ce-C)/Ce-CE)=f
Ce= C eutectici =4.26 +
SbiXi
Ce= solb max del C en
austenita=2.08+Smixi
Xi= %delelemnto
Mi= max solb de C en y
Fp =f=
4.26-3.92/(4.26-2.08)=0.16
A la T° eutectica el
vol de la fund esta dada por =
V=(m(pp+fp(de-dp))/de*dp.
Deut= (6.92-0.03*3.92)/(1-(90+30*3.92)(1500-1154)*10^-6)
Deut= 7.33gr/cm3.
Ve=
6950(7.38+0.16(7.33-7.38)/(7.33*7.38)
=947cm3.
955.98-947=8.98cm3 al vol.
de la fund a la T° del liq
Ty=1187.6°C
Durante la tranf
dl liq sold el eut grafit ocurre
la expansión de la fundición
durante esta transf:
la d del eut grafítico =7.1
V=
m/deut(1+fp(de-dp)/dp+fe(de-degarf)/degraf)
fe=1-fg à 1-0.16 =0.84
V= 6950/7.3((1+0.16(7.33-7.38)/7.38+
0.84(7.37-7.1)/7.1))=
972.9cm3.
el vol antes de la trans
eut 947cm3
contracc =
Vo-Vf/Vo
f=Ce-C/(Ce-CE)
fe=1-f
Cm= raiz3(Vf/Vo)-1
Para mm/m Cmx10^3
Para pulg/pie Cm*12
TETA = k M^2
TETA = espesor de la capa
solidificada (la mitad del e geométrico.
K= cte de solif
M = modulo de enfri
time para enfriar.
M= volumen/área (cm)
Mal=1.2Mpza
Teta de sold =c(fxm)^2 c=1.34
f: fac e extencion del
modulo.
M alimentador > M de pieza.
M= volumen de la pieza a alimentar/área de
enfriamiento
M (placa)= e/2
M (barra) = a*b/(2(a+b))
M (L placa y barra) =
a*b/2(a+b)
M cilindro = r*h/(2(r+H))
Cuerpo anular= a*b/2(a+b)
Cubo,cilindro,esfera= d/6
Malimetador> Mde pieza.
M alimentador =fMpieza.
# alimentadores:
barra = long max /(3T+D)
placa = long max /(4T+D)
con enfriador =
longmax/12 raiz(T)+2T +D
time de sold sin enfri :
ts(al)=2ts(pza)
time de sold con enfri
ts(al)=1.5ts(pza)
El sistema de colada lo constituye los canales
por el q fluye el liq para
llenar la cavidad del molde.
Solidificación ; contracción ; morfología y crecimiento
del grano
1)
La turbulencia en el sistema
En los sistemas de colada
el flujo de metales liq es casi siempre turbulento
El flujo de todos los fluidos es ductos puede
relacionarse según el # de reynolds
NR= (d*’’v’’*dia)/u
d= densidad(Kg/mt2) ;
‘’v’’= velocidad del fluido ; dia= diámetro(m) u=
viscosidad del fluido.
NR<2000 flujo laminar
NR>2000 flujo turbulento.
En los sistema s de colada
ordinarios se obtienen NR entre 2000-20000.
El grado de turbulencia q se
encuentra en el sistema de colada bien diseñado no parece ser dañino a la
calidad del metal aunq cuando resulta excesivo
Velocidad del fluido: en pto2 ‘’v’’=raiz(2gh)
Teta=f*raiz(P*e) seg ,
f= canal de entrada sup=1.5-1.6
f= canal de entrada medio=1.4
f=canal deentrada inferior=1.3
K= coef = depende del espesor medio de la pieza.
K=1.64 para e=2.8-3.6mm
K=1.84 para e=4 - 8 mm
K=2.24 para e=8.2-15.6mm
Para piezas gruesas: t= A+(1+e^(0.8))W^B
e= espesor medio
W=peso total del metal vertido
B=0.6-0.3 cuando W=1-100Kg
A= alma = 7 pza con alma
3 pza peq (ind autos)
0 pza varias.
Evitan las salpicaduras oxidación q se
da en la colada directa o por
arriba
el time de vertido en este
sistema debe variar
consideremos un bebedero sin aspiración con carga ht
el esquema indica q cuando llena
el molde la carga efectiva disminuye
mole de caras // sin perdidas por fricción
t= time de transcurrido desde el
inicio de vertido
ht= carga total
h= altura del metal en el molde
hm= altura del molde
Am= área de sección
transversal del molde = sección
transversal de la pza
Ag = área de sección transversal de la entrada.
tf= time transcurrido para llenar el molde.
tf=2Am/(Ag*raiz(2g))x(raiz(ht)-raiz(ht-hm))
Alimentador Ciego:
Sección de ataque a=d ; b=2d
D=2.5d ; ht=1.5D ; C=0.3D
Va= total de alimentación
Va: 1.7*Ff*M^3+0.18V
Ff= factor de forma de pza
V= vol. de pza q se trata de alimentar por el alimentador de vol. A
M= modulo de enfriamiento de solidificación zona masiva.
Alimentadores corridos:
h/H=0.4 aceros
h/H=0.28 bronces
h/H=0.22-0.26 fundiciones
e/H= espesor de alimentador/altura del alimentador
e/e1=espesor de alimentador/espesor de pza
h/H= altura del alimentador/altura de pza
Ma = e*h/(2(e+H)-e1)
Mp=e1*H/(2H+e1)
Ma=0.2(0.13 Mp
acero h=0.4H
e=0.3Mp((0.8-e1)/(0.4H-2.6Mp))
Balance de carga:
FeMn ( 80%Mn à0.9C ; 80%Mnà6.5C)
FeSi (70% Si)
FeMo (66%Mo)
Ni FeNi (98%Ni) ; Elec(99.99Ni
Arrabio < 4% 1% Si
tiene 0.4:C ; Si0.3(max) ; Mn:0.7 ; P:0.04
retaceria =0.1%
base 1000Kg
C:4
Mn:7Kgà FeMn:7/0.8 :9Kg *6.5/100de C =
=0.585
Si 3Kg FeSi: 3/0.7 : 4.3 = Kg
tiene max
suma = 13Kg
Carga q falta 1000-13 =987Kg
Kg. de carbón q falta
4-0.585=3.45Kg
% en la carga q falta
3.45/987*1000=0.346%
0.1%(retaceria) <0.346>
3.654à
987*3.654/3.9=924chata
4%(arrabio)
0.246à
987*0.246/3.9=63
arrabio
3.9
Carga
924 chatarra
63 arrabio
9 FeMn
4 FeSi à 0.64KgSi/0.7
=0.9FeSi (90%) à 3Kg FeSi
carga = 999Kg
2)Acero:
C: 0.6%
Cr1.5%
Mo0.66 %
Mn=0.8%
Si=0.3(max)
1000Kg
chatarra = 0.1% C
Chatarra Ac inox : Cr=10% ;
C=0.2%
C:6Kg
Cr :15Kg. ( 150 chatarra 0.3Kg de C)
Mo:2Kg (2/0.66= 3 FeMo)
Mn:8Kg( 8/0.8=10FeMn= 0.65Kg de C)
Si=3Kg(3/0.7=4KgFeSi)
Kg. de C q falta = 6-(0.3+0.65)=5.05Kg de C
Carga q falta=1000-(3+10+4+150)=833Kg falta
%C=(5.05/833)*(100)
= 0.6
0.10 <0.6> 3.4à833*3.4/3.9=726.2
4 0.5à833*0.5/3.9=107.8 3.9
cargaà
chatarra 726.2
chatarra inox:150
FeMn:10
FeSi:4-1.5=2.5
Arrabio= 107.8
1000Kg
DENSIDADES:
d Bronce=8300Kg/mt3;Ce=0.18Cal/gr
d Laton=8.2gr/cm3
d Cu=8.96gr/cm3
d acero=7.70gr/cm3
d Fe(s)=7.3gr/cm3
dFe(liq)=6.8tn/mt3
Ce acero= 0.14cal/Kg°C
d Al=2.7= 2700Kg/mt3
d Mg=1.74gr/cm3
d Cr=7.19gr/cm3
d Mn=7.43gr/cm3
d Ni=8.9gr/cm3
d Zn =7.14 gr/cm3
d Sb=6.62 gr/cm3
d Au=19.3 gr/cm3
d Hg13.6 gr/cm3
d Pb=11.14 gr/cm3
d C=0.45 Kgr/dm3.=4.5*10{-4}
d petróleo =0.80gr/cm3
d. Bunker=0.921 Kg/dm3
3) Un Ac SAE 1030
0.40%C
0.8%Mn
0.15%Si(max)
necesitamos
FeMn(80%Mn;6%C)
Chatarra(0.1%C)
arrabio(3.5%C;1%Si)
Base 1000Kg
solución:
4Kg C
8Kg Mn
1.5Kg Si
Cantidad de FeMn q necesita:
FeMn: 8/0.8=10KgFeMn àC.6/100(10):0.6Kg
Cantidad de FeSi q necesita:
FeSi:1.5/0.7=2.14KgFeSi
Cantidad q ya echamos:
10+2.14=12.14Kg
Nos falta entonces:
1000Kg-12Kg=988Kg
De C necesitamos:
4Kg-0.6Kg=3.4Kg
En % 3.4/988*100=0.34%C
chat 0.1% 3.16 à988/3.40*3.16=918Kg
<0.34%C>
arra 3.5% 0.24 à988*0.24/3.40=70Kg
3.40
Recalculo de Si en el arrabio
70*(1/100)=0.7KgSi
Cantidad de FeSi a la q será equivalente
0.7/0.7=1Kg de FeSi.
La nueva cantidad de FeSi será:
2.14FeSi-1FeSi=à1KgFeSi
Balance Final
chatarra: 918
arrabio: 70
FeMn: 10
FeSi: 1
suma= 999Kg.
4) Cual es la composición de la
carga si el ac tiene un análisis
promedio C=0.4% Mn=1% Cr=1.5% Mo=0.2%
Si=0.2%max y tiene los sig. materiales
20% de retornos
FeCr(70%Cr-1%C);
FeSi(70%Si)
FeMo(66%Mo)
FeMn(80%Mn-1%C);
FerroArrabio(4%C-1.2%C)
y la chatarra de Fe dulce con 0.15%C y asumiendo q hay una perdida
0.5% por oxidación.
solución:
Base 800Kg
Como hay 20% retornos:800*20/100=640Kg
FeCr=1.5/70*640=13.7
FeSi=0.2/70*640=1.83
FeMo=0.2/66*640=1.94
FeMn=1/80*640= 8
25.47Kg
Luego carga q falta:
800-25.47=774.53
%C asumiendo q el retorno no tiene C
Carbono= 800*0.4/100=3.2KgC
C en ferróaleaciones :
FeCr= 13.7*1/100=0.137KgC
FeMn=8*1/100= 0.08KgC
0.217KgC
C q necesita: 3.2-0.217:2.983KgC
%C=2.983/774.13=0.38%C
Chatarra:0.15%C
Arrabio=4%C
0.15 3.62à774.5*3.62/3.85=728Kg
ch
<0.38>
4
0.23à774.5*0.23/3.85:46.27Kg
ar
3.85 774.53
Arrabio=46.27Kg
Si en el arrabio:
46.27*1.2/100=0.55Kg
FeSi=0.55/0.7=0.79Kg
Balance.
FeCr:13.7
FeSi 1.04
FeMo:1.94
FeMn: 8.00
24.68
chatarra=728.26
arrabio: 46.27
799.2Kg
como se oxida el 0.5%
à 0.005*799.21+799.21=804Kg
Preguntas V
- en los
moldes de capa seca la prof
de la capa seca es de +/-0.5
pulg
- en una
arena de moldeo de lata
permeabilidad no tiene buena prop de resistencia
- e un
sistema de presurizado los
canales de colada presenta mas área de su sección transversal
q la entrada.
- las
coladas directas no son buenas
para metales y aleaciones livianas
- la
fluidez de un metal se ve afectada por
la composición química y T° de colada
- las
coladas en la línea de partición se prefieren por ser adecuadas para la
moldear.
- el
proceso de moldeo con CO2
es mas adecuado para la prod. en
serie q en el moldeo en cascara.
- las piezas de Fe fundido de tipo hipereutec no necesitan sistemas de alimentación
para evitar rechupes.
- las
secciones gruesas no se pueden alimentar
con secciones delgadas empleando
materiales aislantes o de
calentamiento.
-un
alimentador ciego es mas eficiente q un alimentados abierto a la atm .
-los
aleados auteniticos no presentan
fragilidad cuando el contenido de C es > 0.45%
- los
alimentadores q presentan
fragilidad no requieren cuello porq
se eliminan de las piezas sin daño alguno.
- en un
sistema de colada permite el
ingreso del metal liq
a la cavidad del molde con una ‘’v’’ controlada y libre de turbulencia.
-
las aleaciones q presentan un amplio rango de solidi difícil se presenta rechupes cuanto mas rechupes q no comprometen a la pieza q ha sido
alimentada.
5) HE produce 10Tn de AISI-316
Ni=9-12%à10%:
Cr=18-21%à19%:1900Kg
Mo=2-3%à2.5%=250Kg
Si=0.8%=8Kg
S=0.05%max=5Kg
P=0.05max=5Kg
Mn=1.5%=150Kg
C=0.08%=8Kg
chatarra:(0.08C;0.15Si;0.18P;0.09S;
99.42%Fe)
Arrabio:P:1%;Si:1%;Mn1%;S:0.26%;C2%;
Fe94.5%)
Agrega 200Kg de CaO
además en la fusión 800Kg de
Fe3O4 y cal produce una escoria de 42%CaO
Recarburizantes y desox:
FeMn(80%Mn;0.1%C;2%Si;17.9%Fe)
FeSi(50%Si;C2%;Fe:48%)
ferroaleantes:
FeMo(70%Mo;30%Fe)
FeCr (70%Cr;30%Fe)
FeNi (60%Ni;40%Fe)
electrodos se consumen 100% por colada
C:95%;SiO2:5%
Escoria tiene 500Kcal/Kg
Acero liq 325Kcal/Kg
Potencia del horno 1500Kw en 5 hr.
solución
Cr=1900/0.7=FeCr=2714
Ni=1050/0.6=1750=FeNi
Mo=250/0.7=357=FeMo
Mn=150/0.8=188 =FeMn
suma =5096Kg
carga q falta
10,000-5096=4904Kg
nesesitamos 8 kg de C
pero de ferroaleaciones :
FeMn=187*0.1/100=0.1875KgC
FeSi=16*2/100=0.32KgC
suma=0.5075Kg
C q falta: 8-0.5075Kg=7.5Kg
% de c q falta:7.5/4904*100=0.153%
%ch 0.08 1.847à4904*1.847/1.92:4717
<0.153>
%ar 2 0.073à4904*0.073/1.92:186.5
1.920 4904.0
recalculo de Si
en los 186.5 del arrabio hay 1% de Si
186.5*1/100=1.865Kg
en los 4717.5kg del chatarra hay 0.15%Si
4717.5*0.15/100=7.076Kg
Si total: 1.865+7.076=8.941Kg
cantidad equivalente de FeSi
8.94/0.5=17.88FeSi
nuevo requerimiento de FeSi:
calculo sin considerar el
reajuste del FeSi
suma de % para hallar el % de Fe en ele acero.
Ni=9-12%à10%:
Cr=18-21%à19%:
Mo=2-3%à2.5%
Si=0.8%
S=0.05%max
P=0.05max
Mn=1.5%
C=0.08%
suma=34.26%
Fe=100-34.26=65.74%
Kg de Fe=65.74/100*10,000
Kg de Fe=6574Kg de Fe
Fe se oxida:
chatarra:4717.5*99.42/100=4690.14
arrabio=186.5*99.42/100=176.74
FeMn=181.5*0.179=33.46
FeSi=16*0.48=7.68Kg
Cr=2785*0.3=835.71Kg
FeNi=1750*0.4Kg=700Kg
FeMo=357.14*0.3=107.14Kg
de Fe3O4=800*168KgFe/232KgFe2O3=579KgFe
Suma=7129.97=71.30Kg
Como solo se necesita 6574Kg pero se
produjo7131 à se oxida :
7130-6574=556Kg de Fe oxidado.
Ahora el Si
chatarra=4717*0.15/100=7076Kg
arrabio=186.5*1/100=1.865
FeMn=187.5*2/100=3.75
FeSi=16*50/100=8
suma de si=20.7Kg
Si q se oxida(tengo-necesito)
8-20.7=12.7Kg de Si q se oxida
Mn q se oxida
chatarra:4717.5*0.18/100=8.49
arrabio=186.5*1/100=1.865
FeMn=185.5*80/100=150
suma=160.4
Mn q se oxida=
150-160.4=10.4 kg de Mn q se oxida
P oxidado
chatarra: 4717.5*0.08/100=3.77
arrabio:186.5*1/100=1.86
suma=5.6
P q se oxida:5.6-5=0.6 q se oxida
S q se oxida
chatarra=4717.5*0.09/100=4.24
arrabio=186.5*0.23/100=0.43
suma=4.7
lo q se oxida: 4.7-5=0
calculo de la comp. de la escoria
FeO=556Fe*72KgFeO/56Kg Fe=714.86Kg
SiO2=12.7KgSi*60KgSiO2/28Si=27.21Kg
MnO=10.4Mn*71MnO/55Mn=13.42Kg
P2O50.6P*204KgP2O5/62kgP=1.97
suma Kg de escoria=757.46Kg
como el 42% de escoria es
CaO
el 100% será
757.46*100/58=1305.96Kg de
escoria
Kg de CaO=1305.96-757.47
fúndente=548.50Kg de CaO
Escorificador
Kg de Si :714.86kg FeO*28Kg
Si/72 kgFeO
Kg Si=278.0Kg
eficiencia térmica
potencia 1500w/5hr
1500Kw/H*5hr=7500Kw
7500Kw*860Kcal/kw-hr=6450000Kcal
Kcal q necesitamos
1305.96kg
escoria*500Kcal/kg=
3250000Kcal.
10000kg de
ac*325kcal/kg=3256000Kcal
total=652980+3250000
=3902980Kcal
eficiencia :
392980/6450000*100=61%
1) HE una carga de acero para producir
piezas fundidas emplea
1000Kw y requiere 400Kw para hot una carga de 10Tn a T° de colada. El hot para hot 1 Kg de acero hasta
Tf es 250Kcal y para fundirlo 50Kcal. Pto de fusión de acero 1500°C Ce=0.20.
Time total 8 hr durante el tiempo que sigue a le fusión sé des-oxida la carga la 1° colada se mantiene cte a 700°C.
Halla too el time total requerido
y eficiencia para 1500Kw para hot
la carga hasta el punto de fusión.
% calor perdido =
Potencia para tener a la T° de colada
Potencia para producir la pieza.
% calor perdido =400/1000*100= 40%
Calor usado = 100-40=60%
Carga 10tn = 10,000 Kg de acero.
Hot usado =
10000 Kg*250Kcal/Kg d
acero =
2’500.000 Kcal.
Hot suministrado (0-1500°C)=
2.500.000/0.60 =4’166.666 Kcal
1= Time de Hot = 4’166.666Kcal/860.000Kcal/Kwh*Kw
= 4.84hr.
10.000Kg acero*50Kcal/kg de acero
500.000Kcal.
Hot suministrado = 500.000/0.60==833.333Kcal.
Time de fusión = 833.333/860Kcal/Kwhr*1000Kw=0.97hr
3 Periodo de sobre hot:
Calor usado:
10.000(0.20)(1700-1500)C° =400.000Kcal.
hot suministrado = 400.000/0.6= 666.667Kcal
time de sobre-hot=
666.667/860.000=0.78hr
Suma de time=
4.84+0.97+0.78=6.58Hr.
Sumade hot=2500000+500000+400000=3’400.000Kcal.
Eficiencia Total:
1000Kw*6.58hr*(860Kcal/Kwhr)=5’648.400Kcal.
à 3’400.000/5’648.400*100=60%.
8h(dato) –6.58hr= 1.4hr
Perdida de hot:
400/1500*100= 26.7%
Calor usado = 100-26.7=73.3%
-----------------------------------------------------------
2) Un HE emplea 20000 Amp y 75V con un factor d potencia de 0.8. Se funde 6000Kg de acero desde 0°C hasta el punto de fusión de 1500°C en 2 hr. Cada Kg de acero
contiene 240Kcal, calor latente de fusión es 51Kcal Ce(acero)=0.21.
Después de la fusión el acero se
sobre-hot hasta 1680°C para la colada.
Asumir que la perdida es proporcional
a la T° media.
Halla eficiencia térmica, tiempo requerido para fundir el acero, time de
recalentamiento.
Solución:
Potencia:
20000Amp*75volt*0.8(efic)=1200Kw.
1) calor usado en el proceso
de fusión:
6000Kg acero *240Kcal/kg de acero =
1’700.000 Kcal
hot suministrado para este periodo:
1200Kw*2hr*860Kcal/Kwhr= 2.064.000Kcal
Eficiencia: 1’700.000
Kcal/2.064.000 Kcal
Ef = 84%.
2) Calor en el periodo de fusión:
6000Kg*(51Kca/kg-hot lat fus-) = 306.000
Kcal
T° media = 1500°C/2=750°C.
Calor perdido al la fusión:
306.000 Kcal *(750°C/1500°C) = 153.000Kcal
Calor suministrado al periodo de fusión:
306.000 Kcal +153.000 Kcal=459.000
Kcal
Time requerido para fundir el acero:
459.000 Kcal/860Kcal/(Kwhr)*1200Kw=
0.44hr.
Eficiencia =
306.000 Kcal/459.000
Kcal(100)= 67 %.
Calor en el
sobre-hot:
Q=6000Kg(0.21)(1680-1500°C)
=
Q=226800Kcal
Calor suministrado
en sobre-hot
226800(1.5)=340.000Kcal
time = 340000Kcal/860Kcal/(Kwhr)*1200Kw
time=0.33hr
226800Kcal/340000Kcal=66.7%
3) Determinar las
características de un horno del crisol de fusión inducción de 10 Tn de capacidad de fundición de forma cilíndrica de relación h/d=1.3.
Capaz de conseguir una ‘’v’’ de fusión de 3.5Tn/hr para tapa abierta al 25% y
al 75% cerrado.
revestimiento lateral
espesor total = 120mm
100mm de cuarcita
(conduc ter=1.2W/mK)
20mm hormig alta almina:
(condu térm =1.5W/mK)
El fondo 200mm de
cuarcita
300mm de hormigón
La tapa hormigón de espesor de 150mm T°
de colada es 1500°C , para la entalpia de 380Kwh/t y una d=
6800Kg/mt3.
El coef de perdidas de calor por
convección de la tapa es de
30W/m2K°.
Ce(s)=0.16 Kcal/Kg°C
Ce(l)=0.2 Kcal/Kg°C
Cl=70Kcal/Kg°C
Solución:
Producción: 10000Kg
Qt =
10000(0.16(1200-20)+70+0.2(1500-1200)
Qt=3188000Kcal.
Potencia = 3188000Kcal/860Kcal/Kwhr.
Potencia =3706.977 Kwhr
Eficiencia = 70%
Potencia
=3706.977/(0.7*10tn)=
530Kwhr/Tn
Perdida por convección en
la tapa: 30W/m2K°
Dato: h/d=1.3 à h=1.3d
Volumen del crisol:
pi*d2/4*(h)
Volumen requerido: crisol
10000Kg/6800Kr/mt3=1.47mt3.
àpid2/4*1.3d=1.47mt
d=1.129mt=1129mm
h=1.468mt=1468mm
La altura del crisol tomamos 250mm por encima del nivel del baño.
Hc = h+250mm= 1468+250mm=1718mm
Perdidas de calor:
Perdida
de calor por la superficies laterales:
Superficie:
pi*d*h= 3.14*1.129*1.718=
6.11mt2
1/K=e1/Ct1+e2/Ct2
1/K= 0.1m/1.2W/mK° +0.02m/1.5W/mK°
K= 10.34W/m2*K°.
La bobina de Cu esta refrigerada T° de la bobina exterior no debe ser mas de 80°C
Perdida por la bobina:
P1=
10.34W/m2*K°(1500°C-0°C)(6.11mt2)/1000
Perdidas
de calor por el fondo:
d=1.129mt
revstimiento ext= 120mm=0.12mt.
Superficie: pi/4*dt2 =
pi(1.12mt+2*(0.12 )^2/(4)=
1.47mt.
Coef de transmisión:
1/K=e1/Ct1+e2/Ct2.
1/K=0.2/1.2+0.3/1.5
K=2.73W/m2K°
P2=
2.73W/m2*K°(1500-80C°)1.47mt2/1000
P2=6Kw.
Perdidas
de calor por la tapa:
Superficie =pi(1.12)^2/4= 1mt2
1/K=1/alfa+ e/Ct
1/K=1/30+0.15/1.5
K=7.5W/m2K°
Perdidas de calor =
Pc=2.73W/m2K°(1500-20°C)(1mt2)
Perdida de hot por la tapa:
Pd= 5.67*10^-8(0.8)((1500+273)^4-(20+273)^4)*1mt2./1000.
Para el baño descubierto al 25%=
P3= Pcerrada*75%+Pabierta*25%
P3=11.1*0.75+448*0.25.
P3=120Kw.
Potencia absorbida en el baño:
‘’v’’ fusion =3.5tn *hr
potencia=530Kwhr/tn
3.5Tn/hr*530Kwhr/Tn==1855Kw
Potencia requerida para el
baño teniendo en cuenta las perdidas:
(1855+90+6+120)Kw=2071Kw
El rendimiento eléctrico de la bobina , cables flexibles y embarrado es 0.76 se requiere un equipo eléctrico de
2071Kw/0.7=2959Kw.
El consumo de energía es:
2959Kw/3.5tn/hr=345Kwh/Tn
4)Se produce en HE empleándose 500Kw se emplea 3000Kg de chatarra de acero la que se hot hasta 1450°C y se fundio
en 3 hr sobre hot después a 1550°C
en 0.5hr .A la T° de fusión del acero
tiene 280 Kcal y en sobre hot 300 Kcal
Solución:
Q=3000Kg(280Kcal/Kg)=840.000Kcal.
Hot suministrado :
Q=500Kw*3hr*860Kcal/Kwhr=1’290.000Kca
Eficiencia: 840.000Kcal./ 1’290.000Kcal
Eficiencia: 62.12%
Hot en sobre-hot:
Q= 3000Kg(300Kcal/Kg)= 900.000Kcal.
T°
media=1550/2=775°C
Calor perdido en la fusión:
900.000Kcal*775°C/1550°C= 450.000Kcal.
hot suministrado en fusión
: 900.000Kcal+450.000Kcal.= 1’350.000 Kcal
Time requerido para fundir=
1’350.000Kcal/(500Kw(860Kw/Kwhr)=3.14h
Eficiencia=900.000Kcal/1’350.000 Kcal
Eficiencia = 66.67%
Q=3000Kg(0.21Kcal/Kg°C)(1500-1450°C)
Q=63.000Kcal
Q sobre hot +50%
Q=63000*(1.5)=94.500Kcal.
Time=94500Kcal/500Kw*860Kw/kwhr
Time=0.22hr
Eficiencia:
63.000Kcal/94.500Kcal.
Eficiencia=65.73%
Time total=
3+3.14+0.22=6.36hr
Et = (840000+900000+63000)Kcal=65.73%.
500Kw(6.36hr)(860Kw/Kwhr)
(1’290.000Kcal-840.000)/860Kw/kwhr
=523.26Kw/hr
Dimensiónamiento:
3tn -----6.36hr
x------- 1hr
x=0.47tnAcero/hr
Vb = 0.14*0.47=0.066m3
Vliq = 0.163*0.47=0.077mt3
V e = 0.07*0.47/3==0.11mt3
Vb=0.0968D3àD=raiz3(Vb/0.0968)
D=0.88mt
H=D/5=0.88/5=0.176mt
H1=(2.1-2.2)H à H1=0.3784mt
D2=(D+200)=0.88+0.2=1.08mt
D1=1.08+2(0.3784+0.1)/10=1.136mt
D=23/5Hà d=0.8096mt
H3=(1/7-1/9)Dàh3=0.144mt
H2=h3+H1+100mm
H2=0.144+0.3784+0.1=0.6224mt
5)Produccion 250Tn/dia de
arrabio
mineralde 50% Fe
Mineral=1800Kgàd=2000Kg/mt3
Coque =900Kgàd=550kg/mt3
Fundente=400Kgà d=900Kg/mt3.
Vol d min=1800/2000=0.9mt3
Vol d coq=900/550=1.62mt3
Vol d fund=400/900=0.44mt3
Suma=2.98mt3 =3mt3
à250Tn/dia*3mt3/tn=750Mt3.
Time de permanencia=
hematita =10Hr.
Vu=250tn/dia*2.98mt3*10hr/24hr=310.42m3
Tabla
250tnarrabio/dia*0.9tn
coque/1tn arrabio=
225tn coque/24 hr=9.37tn
coque/hora.
=400tn coque/dia
à750Kgcoque/mt2*hr
S=937Kgcoque/hr/(750Kgcoque/mt2*hr)=
S=12.51mt2.
12.51mt2=pi/4*d^2
d=3.98=4mt.
///////////////////////////////////////////////////////////////////
Digamos q la ley de coque es
90%
à900KgC/Kg
coque.
Formula=
V=900*53.33/12=3.9mt3 aire.
Para fin practico se asume 4.5mt3 de air *Kg de
coque
1mt3 de gas arrastra à 6-40 gr de polvo
se toma 10 gr.
1200tn araabio*(0.9tn
coque/tn arrabio)=
1080tn coque. 1’080.000Kg de coque.
Por teoria= 1tn de coque
=4.5mt3air/kgcoque
1080000Kgcque*4.5mt3air/kgcoq*10gr/1000=48600Kg/dia=49tn
polvo/dia.
El polvo tiene 70% de particulas de coque
4.9tn
polvo/dia*(70/100)=34.30Tn de coque
1Kg de coque=4.5mt de gas
1 tn de arrabioà900Kg de coque=4500mt3 de gas.
900Kcal/mt3gas(4500mt3gas)=4050000Kca
4050000Kcal/24hr=168750Kcal/hr
1CV=632.2Kcal.
Rendimineto del motor al 20%
168750Kcal/632.2*(20/100)=53.3CV.
/////////////////////////////////////////////////////////////////
Refractarios:
E AH produce 350tn de
arrabio*dia
1tn de arrabioà4050MT3 DE AIR
T° amb:20°C
T° air hot:820°C
Peso especf de
air:1.3Kg/mt3.
350tn arra/24*4050mt3=59062mt3air/hr.
Cantidad de hot
suministrar:
59062mt3air*0.328(820-20)*1.3Kg/mt3
=20’147.400 Kcal/hr
-Esta cantidad de calor debe
ser cedida por la masa de
ladrillos refract de modo
que esta decienda como maximo
80°C perdida por radiacion 20%
M(20/100)(80°C)= 20’147.400 Kcal/hr
Masa de refractarios:
1’259.200Kg
1’259.200/2=629500dm3
factor conversion
629500dm3*0.001mt3/1dm3=629.5mt3
masa de refractarios:=630mt3
Volumen total=630*2=Vt=1260mt3
Volumen=superficie*altura.
Superficie=Volumen/altura.
Asumo 25 mt altura.
Superficie:1260mt3/25mt
S=50.4mt2
La seccion circular de la
torre es 5/4 el diametro.
S=5/4(50.4mt2)=pi/4*D^2
D=8.9mt de la torre.
6)Se quere fosfatar piezas
de acero
Cm=0.13Kcal/Kg°C
Baño de fosfatizado=1000Lt
Despues de un enjuague a
70°C las piezas entran de manera continua a 70°C al baño Hallar la potencia
para tratar
50Kg de acero *minuto
Las piezas deben permanecer en el baño
5 minutos se calienta 250Kg de acero de 60-96°C
solucion:
P=250Kg*0.13Kcal/Kg*°C *
(96-60°C)/(860Kcal/Kwhr*5min/60min/hr)=
P= 16.3Kw.
Pot=16.3/0.8=20Kw.
Se asume q se hot agua d=1000lt=1000Kg.
Q=1000Kg(1Kcal/Kg°C)(96-10°C)
Q=86000Kcal
Potencia=
86000Kcal/860Kcal/Kwhr=
P=100Kwhr.
Time=100Kwhr/20Kw=5horas
Time
para hot el proceso. 5 hr.
7) Si hay 120Kg de Cu con
90Kg de Zn durante la fusión se pierden
8% de Zn por ebullicion
El contenido de crisol se
expresa por puntos.
El crisol de N puntos tiene una capcidad para fundir *Kg de bronce de d=8300Kg/mt3
De cuantos puntos sera el
crisol necesario para fundir.
Solución:
90Kg de Zn q se carga
se pierde el 8%
à 90*(0.92)=82.8Kg Zn
Metal fundido =120+82.8=202.8kg
%Zn 82.8/202.8*(100)=40.83%
% Cu= 100-40.83=59.17%
dCu-Zn=100/(40.83/7130+59.17/8900)
dCu-Zn=8086
N=8300Kg/mt3X(202.8Aleacion)/(8086)
N=208 puntos.
/////////////////////////////////////////////////////////////////////
8) De bronce hay 300Kg ,
Tf=1200°C
Tsobrehot=1300°C ,
C(lat) de fusión=50Kcal/Kg
Ce(s)=0.082Kcal/Kg°C
Ce(l)=0.156Kcal/Kg°C
P=300Kg
Qt= 300Kg(0.82(1200-20°C)+50+
0.156(1300-1200)= 48708Kcal
48708Kcal/0.10=487080Kcal
Ahora petroleo =10000Kcal/kg
487080Kcal/10000Kcal/kg=
48.71Kg de petroleo.
1galon = 4Lt.
48.71/(0.9*4)=13.5 galones de petroleo
(54Lt de petroleo.)
Diesel
2 se quema 45Lt/hr
Tiempo de fusión:
54Lt/(45lt/hr)=1.2 horas.
Para 13.5 galones/1.2hr=11.25gl/hr
Tablas=consume=0.22mt3/seg.
/////////////////////////////////////////////////////////////////////
9) Se desea fundir piezas de Fe
fundido de 50Kg c/u en un horno de inducción tiene la capacidad para fundir 50 piezas en
una colada. Cual es la potencia del horno y la eficiencia del mismo si el consumo efectivo para la fusión de una Tn de fierro
fundido en un horno de inducción es de 600Kwh.
El calor esp del hierro entre
0-1000°C=0.17 Kcal/Kg*C°
Calor latente de fusión:70Kcal/Kg
Calor especifico entre 1100-1400°C es 0.21Kcal/Kg°C
Solución:
Cada pieza =50Kg
Carga=
5piezas/colada*(0Kg/pieza)=
2500Kg/colada.
Velocidad de fusión =600Kwhr/tn
Prte por parte:
Calor
de hot
Q=2500Kg(0.17) Kcal/Kg*C° (1000-20°C)
Q1=416500Kcal
Q2=2500Kg(70Kcal/kg)=175000
Q3=2500Kg(0.21Kcal/kg) 157500Kcal
Q1+Q2=591,000Kcal
Qt=lo mismo.
M(kg)((Ce(sol)(Tfusion-Tamb)+hot
latente +Ce(liq)(T°sobrehot- T° fusión)).
2500(0.17(1000-20)+70+0.21(1400-1100))
Qt= 749,000 Kcal
2.5Tn*600Kwhr/tn*860Kcal/Kwhr=
1’290.000Kcal
Efi= 749,000 Kcal/1’290.000Kcal
Ef=58.06%
2.5Tn*600Kwhr/tn=1500Kwhr.
Ef del horno =
591000Kcal/860Kcal/Kwhr/((1500Kwhr))=
45.85%
/////////////////////////////////////////////////////////////////////
10) Se quiere tratar por proceso
de recalado a 1200°C con una maquina
piezas de acero de 15mm de dia y
80mm de long Cual es la potencia para
cada barra si el hot debe efectuase en 0.2min. Además por perdidas hot en las grapas sujetadoras se estima rendimiento térmico de 50%
Ce a 1000°C=0.116cal/Kg°C
Ce a 1400°C =0.12Kcal/kg°C.. Cuantas piezas se podrán recalar cada hr.
Solución:
D=15mm
L=80mm
V=(pi/4)*(D2)*(h)
V=pi/4*(15^2)*80
V=14137.75mm3
V=14.14*10^(-6)m3
dacero=7.3tn/mt3=7300Kg/mt3
M=7300Kg/m3(14.14*10^-6m3)
M=0.0962Kg
Saber Ce a 1200°C pto de acero al C
1400-1200 = 0.12 -
X
1400-1000 0.12-0.16
Q=0.096Kg(0.118Kcal/Kg°C)(1200-20°C)
Q=13.36Kcal.
Potencia:* pieza
13.39Kcal*(kwhr/860Kcal)(60*/0.2)(1/0.5)
=9.33Kw* pieza
Potencia total: 13.38/(860*0.5)=0.03113Kwhr
# piezas =
9.33Kw* pieza =289.1
pieza/hr
0.03113Kwhr
11) Calcular cuanto calor se necesita para fundir 1tn de Cu y re-hot
hasta 1200°C
Masa 1000Kg
Ce(s)=0.094Kcal/Kg°C
Ce(l)=0.156Kcal/Kg°C
Calor latente=43Kcal/Kg
Pf=1083°C
T°amb=15°C
1)el calor al pto. de fusión
M(kg)((Ce(sol)(Tfusion-Tamb)+hot latente +Ce(liq)(T°sobrehot-
T°fusion)).
Qt = 1000Kg(0.094Kcal/Kg°C(1083-15°C)+
43Kcal/Kg+0.156Kcal/Kg°C(1200-1083°C)
Qt=161644Kcal/tn
161644Kcal/(860Kcal/Kwhr)=
187.08Kwhr/tn
Tablas=
Dia=80mm
L=1200mm
p=10ohm-mm2/mt2
R=p*L/(area)
R= 10ohm-mm2/mt2*1200mm*1mt/1000mm
Pi/4(80^2)mm2
R=0.006 ohm.
Resistencia del electrodo.
Q=0.864(I)^2*R
Q=0.864(7200Amp)^2(0.006ohm)
Q=261325Kcal.
Se Puede fundir
261325Kcal /161644Kcal/tn
=1.616tn de Cu
Consumo de corriente:
161644Kcal/860Kcal/Kwhr
=187.08Kwhr/tn
El consumo efectivo es de unos 450Kwhr/tn
N=187.08Kwhr/450Kwhr
N=0.41
12)Para la producción de duraluminio
Tf=630°C; T°colada=730°C; Ce(s)=0.24Kcal/Kg°C
Ce(l)=0.40Kcal/Kg°C
Calor latente de fusión =85Kcal/kg
‘’v’’ de fusión=0.5tn/hr
Resistencia especifica d carbón grafitico=0.03ohmmm2/mt2
Alfa=0.0037
Si se quiere fabricar 1000Kg de aleación
Se quiere conocer las
resistencias , la cantidad de
corriente que requerimos.
Dcorriente=300amp/cm2
Solución:
Qt=1000g(0.24(630-20)+85+0.40(730-630)
Qt=271.400Kcal.
Se sabe por tablas que la ef de estos hornos es 75%
àQt=271400Kcal/0.75=
Qt=361.866Kcal.
Cuantos Kwh = 361.866Kcal/860=421Kwhr
Si se fabrica 1 tn la velocidad de fucion se multiplica por 2 = 0.5*2=1tn
421Kwhr/2hr=210Kw/tn
el
volumen es =
1000kg/(2.7kg/cm3)=370400cm3
V=(pi/4D^2)*H
por relaciones de horno se sabe H/D=1.3
àH=1.3D
D=71.3cm ;
H=92.7cm=93
Ht=93+(10cm)=103cm (altura de electrodo)
d.electrodo=2cm=0.2mt (asume)
area del electrodo=pi/4d2==Se=3.14cm2
R=p*L/Se
p.=po(1+alfa*dT°)
p=0.03ohm*mm2/mt(1+0.0037(630-20)
p=0.01088ohm mm2/mt
Q=0.0024(I^2)*R*t
(reeplazando)
I = 2446.09Amp
S transversal =pi/4*(d^2); d=
D=71.3cm
S transversal =39.907cm2
# resistencias =(d
corriente*area)/(I)
#r=300amp/cm2(39.907cm2)/
2446.09Amp
#r=49 resistencias
V=IR
V=2446.09Amp*0.00035
V=8.56volt.
13)Se desea diseñar un horno de cubilote para fabricar fe fundido
la producción es de 600tn anuales
de acero por cada tn se
necesita 1.1tn de Fe fundido. Si de
trabaja 22 días al mes y dos
turnos de 12 hr c/u, considerando encendido es 2 hr y apagado en 1 hr. .Diga las relaciones básicas
Solución :
1 tn de acero ----1.1tn de Fe
fundido
600tn de acero---X
X=660tn de Fe fundido*año.
660tnFe fundido/año *1año/12meses*
(1mes/22dias*1dia/24hr)*100Kg/1tn
= 104.762Kg fe fundido/hr= producción
por ossan Pe
cubilote=0.75Kg/(hr*cm^2)
Produccion=Pe*S
S=produccion/Pe
Pi/4(Di)^2=104762Kg/hr/(0.75Kg/(hr*cm2))
Di=13.33cm
Hc=(Di-25) = 11.664cm
Altura de cama de carbón = hd=2Di
2(13.336)=26.672cm
altura de la puerta
ht=5Di—6Di
promedio.
0.005(104.762Kg de Fe
Peso del aire=0.62Di
0.62*(13.360)
Peso de aire=8.26cm de agua.
14) Un proyecto para fabricación de piezas comprende 1000 piezas
mensuales de carcazas de fierro fundido de 50Kg c/u se plantea un trabajo de 12hr diarias con 2 hr de hot y 1 hr de apagado. Cual es la dimensión básica del cubilote ácido.
1000piezas/mes* 50Kg /pieza
50000Kg/mes.
Se trabajan 12hr*dia pero se pierde
2+1hr =3hr à 12-3=9hr
Producción por hr:
50000Kg/mes*(1mes/22dias)*(1dia/9hr)
=252.5Kg/hr.
Diseño de Horno Cubilote:
Area transversal:
S: P/Pe: 252.5Kg/hr/(0.75Kg/hr*cm2:
S=336.7cm2
Di=raiz2(4S/pi)à Di=20.7cm.
Altura efectiva:
He=2Di+1524mm à2(207+1524=1938mm
He=(3-6)Di=(5*20.7)= 103.5 a
124.2cmToamndo la he 103.5cm
Hallando
altura del crisol:
KgFe(0.1--0.5)P se toma promedio 0.3
PespFe=0.00787kg/cm3
V(Fe)=0.3*P/0.00787= 9625.16cm3
50% ocupa el Fe y 50% el C
Vefec= 2Vfe=2*9625.16cm3=1950.32cm3
Hc =Vc /(pi/4*Di^2)
Hc =195032/(3.1415/4*(20.7^2)
Hc=57.2cm.
Hv=Hc+hTe dato de 10-20cm
Hv=57.2+15
Hv=72.2cm
De=Di+2(a+b)
De=20+2(11.4+15)
De=46.5cm
Seccion toberas=
St=(pi/4Di^2)/(5—6)
St=3.1415(20.7)^2/5.5
St=61.2cm2
Hd=2Di= 2(20.7cm)=41.1cm
0.62Di=0.62(20.7cm)=128.34cm.
15) Es capaz de
producir 100tn al mes de piezas de acero al carbono y fierro fundido nodular en proporción 80-20%
Fe fundido nodular 80tm Tcolada=1500°C
Acero al C 20tm T°colada 1690°C
La fabricación comprende serie de 100 piezas de de 0.5-20Kg y piezas unitarias de hasta 500Kg
La relación es de
Pesometalcolado/Pieza terminada=2
El horario de trabajo es de
7-17hr y 1 hora descanso. Y se para 1hr
el horno.
Las piezas defectuosas son
5% moldeo; 2% rebajas; 2%
oxidacion ;
1.2% descoriado. ; 5% toma de
muestras.
Para una pieza de 500Kg se necesita
500*2=100Kg de metal fundido.
Metal fundido mensual =
= 100t * 2
0.95*0.98*0.98*0.988*0.95
=233.5tn/mes
Horario efectivo= 10-1-2=7hr
233tn/mes* 1ms/21dia*1dia/7hr
Produccion=1.59tn/hr
1.59/efic=1.59/0.7=2.27tn/hr
Consumo es de 700Kw-hr/tn(1600°C acero)
Potencia=
700kwhr/tn(2.27tn/hr)
= 1589Kw-hr.
Convertidor para horno inductivo opera con frecuencia de 1000Hertz debe
poseer 800Kw( el convertidor debe
operar con una frecuencia de 800Kw)
1000Kg(700Kwhr/tn)*1tn/1000Kg)*60min/hr
800Kw requeridos por convertidor
= 52 min es el time de fusión.
Tiempo total es =
Suamde de carga
17’(asume)+52’=69min.
1tn/69’*60’/1hr=0.877/hr
produccion media.
16) un HE produce 50000tn/año si
hay 330 dias laborables , facto de
potencia =0.97
Consumo especifico=2500kwhr/tn de fe fundido.
Halla la potencia.
Sol=
1000tn/año*año/330dia=151tn/dia
151.5tn/dia=(Pot)*fac potencia/cons esp)*24h/dia
Pot=1800Kw
1
7)Se usa electrodos solderberg en un HE de 1800Kw*A para hacer Fe fundido
la potencia por fase es de 600Kw
el dia del electrodo es=
de=0.75raiz2(Pot(Watts)/dpotencia(W/cm2)
de= diámetro del electrodo.
D potencia=50W/cm2
De=260cm=2.6tm
Radio de accion = 2/3S =2.6
(dato)
S=3.9 D=4/3*3.9=5.2
D/H=5 à H=5.2/5=1.04mt
Conrespecto a la superficie del electrodo que trabaja tenemos:
d.electrodo=raiz2(2*pot(W)/(3pi*pot media))
d.=85cm.
Cada electrodo soporta una intensidad de corriente
Imax=20*(d.electrodo)^1.7 (amp)
Imax20*(85)^1.7
Imax=3500Amp
E= P(W)/(factor potencia*(I))
E=6000000W/(0.87*3500ª)
E=185V.
18)Se proyecta un He de arco la
producción será de 180tn considerando
que se trabaja 5 día en jornadas de 8 hr cual es la
dimensión?
180tn/mes*1mes/22dia*1dia/8hr
=10.23tn/hr=1032Kg/hr
0.14mt3 à 1 tn de acero
Vmetal=0.14*1023Kg*1tn/1000Kg=0.1432
Vescor=0.07*(1023/3)*1tn/1000Kg=0.02mt3
Vb=Vmetal+Vescoria=0.16707mt3
0.096D^3=0.16707mt3
D=1.2mt
5H=Dà H=1.2/5=0.24mt=H
h1=0.24/5=0.048mt
h2=0.19mt
h3=1/7—1/9)D promedio de los 2
h3=0.152mt
D2= D+200mm=1.2+0.2=1.4mt
De=Di+400=1.813mt
Di=D2+2(H1+0.1)/100
Di=1.413mt
H1=2.22H-->H1=0.532mt
D=23/5=*H=1.104mt.
19) se trata para temple a 900°C baras de acero de 60mm de dia y 600mm
de longitud de forma ntermintente se
requeire una capa de 3mm , preparada para una frecuencia de 4Khz con una T° final de 900°C y un espesor de capa de 3mm.
Time de hto= 5 seg
Pot especifica=0.85KW/cm2
Superficie de calentamineto=
Pi/6/60=1.080cm2
Potencia requerida= P=1.080*0.85=918Kw
Carga +hot+temple=10segundos
à6piezas/min=360piezas/hr
20)
Se tiene un horno de fusión que emplea combustible se ha calculado q la cantidad de calor necesaria
para una determinada carga es de
60000Kcal Cuantos galones de
petróleo son necesarios y cual es time
que se demora la fusión del material?
Q= 60000Kcal
Qt=60000Kca/0.10 =600000Kcal
1kg de petróleo bunker-----10000Kcal
x----------------------------------600000Kcal
X=60Kg
1kg de petróleo =
60Kg/(0.921kg/dm3*3.68dm3/galon )=
17.70 galones = 65.14Lt.
Considerando termino medio =
65.14lt/45lt/hr=1.45hr.
21)HE de fusión se tiene que
fundir 5nt de una aleación de
Al por
6 hr q se carga al horno a una T° de
15°C y se cuela a 720°C Cual es el valor de la potencia nominal del horno?
Ce1= 15°C- Tf =0.248Kcal/Kg°C
Cl=92.5Kcal/Kg
Ce2= Tf-720°C= 0.26Kcal/Kg
5000Kg Pfusion de Al 660°C
Q=5000Kg(Ce1(Tf-15)Cl+Ce2(720°C-Tf))
=5000(0.248(660-15)+92.5+0.26(720-660)
Q=1340300Kcal
N=52% (eficiencia )
Q=134300Kcal/0.52=2577500Kcal
2577500Kcal/(860kcal/kwhr)
2997.09Kw-hr
Potencia=2997.09Kw-hr/6hr
Potencia = 499.515Kw
22)La bolas para molienda se necesitan 1000 piezas diarias cuyos dia
y % son 2’’(40%) y 4’’(60%) ¡cual es el dia del cubilote para que
cumpla?
Vol =4/3pi*r^3
D acero=7.68gr/cc
A=40%=400 à ra=2.54cm
(convertido)
B=60% =600 à rb=5.08cm
Hallando volúmenes
con formula anterior
Va=68.64cm3 ; Vb=549.14cm3
Ma=d*Va ; Mb=d*Vb
Ma=0.527Kg/pza* (400pzas)=210Kg
Mb=4.21Kg/pza *(600pzas)=2530.2Kg
Peso total= Mat+Mbt=
2741Kg
Lo cual es la producción por día
P = 2741 Kg/dia*1dia/8hr
D=1.33*raiz2(P)
Too otra forma
P=S*Pe
Pe=0.75Kg/cm2*hr
S=456cm2
S=pi/4(D^2)à
23) Para preparar 5000Kg de acero en un HE de arco se emplea 600Kw se hot la chatarra hasta 1480°C y se fundió
en 4 hr
se sobrehot despues hasta 1550°C en 1 hr mas ala T° de
fusión 1Kg de acero tienen 280Kcal y sobre hot 300Kcal
Solución
5000Kg(280Kcal/kg)=1400000Kcal
600Kw(280Kcal/Kg)=
ef=1400000/2064000=67%
ef en sobre hot
5000(300-280)=100000Kcal
hot suministrado=600*1.5*860=774000Kcal
ef=100*100000Kcal/774000=12.9%
ef total en todo el horno
carga*sobrehot/(Kw)(time total)(factor)
5000*300/(600*5.5*860)*100=52.8%
ef minima requerida=
( hot suministrado- hot en sobrehot)/factor
(774000-10000)/860=783.3Kw
DICIEMBRE DE 1999