Un ángel lunático

cae de los arboles de la noche.

F Listen The Doors F

Fundición

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.

Arenas de moldeo

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.

Arenas de moldeo exigencias: carac del molde de arena.

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.

Características: debe solidificar el sistema de alimentación mas tarde q la pieza o sección de la pieza q se alimenta

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.

- el tamaño del bebedero de las paredes // es mejor opción para evitar el atrapamiento del air en el fluido durante la colada.

- en un sistema de colada de remolino se emplea la fza centrifuga para eliminar la escoria q finalmente sale por el alimentador .

- 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.

Contracción:

L=Lo(L+alfa(delta(L)))

Cm= raiz3(Vf/Vo)-1

Para mm/m Cmx10^3

Para pulg/pie Cm*12

Cm = alfa (delta de T° ) = L

ALIMENTADOR

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.

Modulo de solidificación

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 > .

Contracción y expansión de la fundición

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

[TFT1]

Contracción:

L=Lo(L+alfa(delta(L)))

Cm= raiz3(Vf/Vo)-1

Para mm/m Cmx10^3

Para pulg/pie Cm*12

Cm = alfa (delta de T° ) = L

ALIMENTADOR

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.

Modulo de solidificación

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)

Sistemas de Colada

El sistema de colada lo constituye los canales por el q fluye el liq para llenar la cavidad del molde.

Factores a considerar:

Solidificación ; contracción ; morfología y crecimiento del grano

Principios de fluodinamica:

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

Ley de continuidad:

Q1=Q2 à A1V1=A2V2

Velocidad del fluido: en pto2 ‘’v’’=raiz(2gh)

Ecuación de Bernoulli

V1^2/2g+P1/d+h1= V2^2/2g+P2/d+h2

Tiempo de colada: Datos para 1000Lb (450Kg) y moldeo en arena verde

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

Teta = K*raiz(peso(Kg))

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.

Sistema se colada por el fondo

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

Modulo de alimentador =

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

1)Ejemplo SAE 1040

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)

FeSi(70%Si)

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.

- el tamaño del bebedero de las paredes // es mejor opción para evitar el atrapamiento del air en el fluido durante la colada.

- en un sistema de colada de remolino se emplea la fza centrifuga para eliminar la escoria q finalmente sale por el alimentador .

- 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%

ALGUNOS PROBLEMAS DE HORNOS ( Ir al principio del documentoà Fundición )

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.

Solución

% 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.

2 Hot usado para la fusión=

10.000~~Kg 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%.

Time de operación si se requiere 1500Kw(dato) para calentar la carga hasta el punto de fusión.

5’648.400/860Kcal*1500Kw= 4.4Hr.

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

Coef de transmisión

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

P1= 90Kw

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°

Perdidas para T° inferior a 80°C

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)

Pc=11.1Kw

Perdida de hot por la tapa:

Pd= 5.67*10^-8(0.8)((1500+273)^4-(20+273)^4)*1mt2./1000.

Pd= 448Kw

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:

Hot en hot

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%

Hot suministrado en el periodo de sobre-hot

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

Eficiencia total en el proceso

Et = (840000+900000+63000)Kcal=65.73%.

500Kw(6.36hr)(860Kw/Kwhr)

Potencia para mantener a 1500°C

(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.

Para 1200 tn/dia de arrabio

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.

El gas tiene un poder calorifi d 900Kcal/mt3

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%

Q=PCedT°à

M(20/100)(80°C)= 20’147.400 Kcal/hr

Masa de refractarios: 1’259.200Kg

Peso de refract=2Kg/dm3

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.

Eficiencia: 80%

Pot=16.3/0.8=20Kw.

T° ambiente= 10°C asumo.

El baño hay q hot desde 10-96°C

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

Desidad de bronce=8300

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

Ef 10%

48708Kcal/0.10=487080Kcal

Ahora petroleo =10000Kcal/kg

487080Kcal/10000Kcal/kg=

48.71Kg de petroleo.

Gesp de petroleo= 0.9

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

Calor de fusión

Q2=2500Kg(70Kcal/kg)=175000

Calor de sobre hot

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

Calor suministrado =

2.5Tn*600Kwhr/tn*860Kcal/Kwhr=

1’290.000Kcal

Efi= 749,000 Kcal/1’290.000Kcal

Ef=58.06%

Potencia del horno =

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

àX=0.118

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

Qt= Kcal

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

Potencia teórica

161644Kcal/(860Kcal/Kwhr)=

187.08Kwhr/tn

La línea proporciona I=7200Amp(dato)

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

Rendimiento térmico del horno

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

R=0.01088ohm mm2/mt*103cm/3.14cm2

R= 0.00035ohm

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

Luego

Altura del crisol=

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.

Volumen del aire=

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.

Altura de nivel de toberas=

Hv=Hc+hTe dato de 10-20cm

Hv=57.2+15

Hv=72.2cm

Diámetro externo =

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

Altura de la carga de coque

Hd=2Di= 2(20.7cm)=41.1cm

Presión de aire =

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

Velocidad de fusión =

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

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?

Solución

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?

Solución

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

Solución

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?

Solución

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

P=342.625Kg/hr

D=1.33*raiz2(P)

D=24.62cm

Too otra forma

P=S*Pe

Pe=0.75Kg/cm2*hr

P=342.625Kg/hr

S=456cm2

S=pi/4(D^2)à

D=24.12cm

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

Ef térmica en horno de fusión

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

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Fundición

Arenas de moldeo

Arenas de moldeo exigencias: carac del molde de arena.

Características: debe solidificar el sistema de alimentación mas tarde q la pieza o sección de la pieza q se alimenta

- el tamaño del bebedero de las paredes // es mejor opción para evitar el atrapamiento del air en el fluido durante la colada.

- en un sistema de colada de remolino se emplea la fza centrifuga para eliminar la escoria q finalmente sale por el alimentador .

Contracción:

L=Lo(L+alfa(delta(L)))

Cm = alfa (delta de T° ) = L

ALIMENTADOR

Modulo de solidificación

Contracción y expansión de la fundición

Contracción:

L=Lo(L+alfa(delta(L)))

Cm = alfa (delta de T° ) = L

ALIMENTADOR

Modulo de solidificación

Sistemas de Colada

Factores a considerar:

Principios de fluodinamica:

Ley de continuidad:

Q1=Q2 à A1V1=A2V2

Ecuación de Bernoulli

V1^2/2g+P1/d+h1= V2^2/2g+P2/d+h2

Tiempo de colada: Datos para 1000Lb (450Kg) y moldeo en arena verde

Teta = K*raiz(peso(Kg))

Sistema se colada por el fondo

Modulo de alimentador =

1)Ejemplo SAE 1040

FeSi(70%Si)

- el tamaño del bebedero de las paredes // es mejor opción para evitar el atrapamiento del air en el fluido durante la colada.

- en un sistema de colada de remolino se emplea la fza centrifuga para eliminar la escoria q finalmente sale por el alimentador .

ALGUNOS PROBLEMAS DE HORNOS ( Ir al principio del documentoà Fundición )

Solución

2 Hot usado para la fusión=

Time de operación si se requiere 1500Kw(dato) para calentar la carga hasta el punto de fusión.

5’648.400/860Kcal*1500Kw= 4.4Hr.

Coef de transmisión

P1= 90Kw

Perdidas para T° inferior a 80°C

Pc=11.1Kw

Pd= 448Kw

Hot en hot

Hot suministrado en el periodo de sobre-hot

Eficiencia total en el proceso

Potencia para mantener a 1500°C

Para 1200 tn/dia de arrabio

El gas tiene un poder calorifi d 900Kcal/mt3

Q=P*Ce*dT°à

Peso de refract=2Kg/dm3

Eficiencia: 80%

T° ambiente= 10°C asumo.

El baño hay q hot desde 10-96°C

Desidad de bronce=8300

Ef 10%

Gesp de petroleo= 0.9

Calor de fusión

Calor de sobre hot

Calor suministrado =

Potencia del horno =

àX=0.118

Qt= Kcal

Potencia teórica

La línea proporciona I=7200Amp(dato)

Rendimiento térmico del horno

R=0.01088ohm mm2/mt*103cm/3.14cm2

R= 0.00035ohm

Luego

Altura del crisol=

Volumen del aire=

Altura de nivel de toberas=

Diámetro externo =

Altura de la carga de coque

Presión de aire =

Velocidad de fusión =

Solución

Solución

Solución

Solución

P=342.625Kg/hr

Q=PCedT°à