Зміст
Анотація
Розроблено промислова установка для обробки сталі в ковші з пульсуючою подачею інертного газу через заглибні фурми. Запропоновано амплітудно-частотні характеристики потоку інертного газу, що подаються в заглибні фурми, що забезпечують найбільшу ефективність дегазації стали і видаленні неметалевих включень з металу. Розроблено конструкції газодинамічних пристроїв, що забезпечують необхідні амплітудно-частотні характеристики дуття. Запропоновано конструктивні рішення їх монтажу на стенді. Запропоновано технологічну схему роботи двухванних сталеплавильних агрегатів, стенду для обробки сталі в ковші і МБЛЗ, для виробництва конструкційної і трубної сталі.
Пояснювальна записка до дипломного проекту викладена на 106 сторінках, містить 1 малюнків, таблиць, список використаних джерел.
Введення
ТОВ «Уральська Сталь» є великим підприємством з повним металургійним циклом, до складу якого входять управління з чотирма рудниками, коксохімічне виробництво, аглофабрика, доменний цех, який має у своєму складі чотири доменні печі, мартенівський цех, електросталеплаільний цех блюмінг 1250, товстолистовий стан 2800, універсальний широкосмуговий стан 950/800, допоміжний цехи і виробництва.
ТОВ «Уральська Сталь» входить до вісімки найбільших металургійних підприємств Росії. Більше 5% російської сталі виробляється в Новотроїцьку. Наявні обладнання та технології дозволяють комбінату виплавляти сотні марок сталі: від рядових вуглецевих до сталей спеціального призначення. По ряду позицій ТОВ «Уральська Сталь» займає провідні місця в галузі.
Подальший розвиток ТОВ «Уральська Сталь» сконцентровано на наступних напрямках:
- Освоєння власного виробництва сировини, матеріалів, вогнетривів замість привізних;
- Впровадження нових технологій, спрямованих на підвищення стійкості металургійних агрегатів та обладнання;
- Розробка та впровадження нових технологій виробництва прокату з низьколегованих сталей;
- Розширення сортаменту продукції;
- Підвищення конкурентної спроможності сталі за рахунок підвищення якості сталі;
- Зниження обрізу, підвищення стійкості вогнетривів, зниження витрати феросплавів і розкислювачів.
I Техніко-економічне обгрунтування проекту роботи
1.1 Вплив водню на експлуатаційні властивості сталі
Водень, присутній у сталі. Впливає на її експлуатаційні властивості і призводить до специфічних металургійним дефектів металу - освіті флокенів і водневого окрихчування сталі.
Під водневим охрупчивание увазі зниження пластичних властивостей металу, що спостерігається в певних умовах у присутності водню в сталі. При певному змісті водню відзначається зникнення межі текучості, а у високоміцних сталей і зниження межі міцності.
Негативний вплив водню виявляється при його вмісті більше 1 - 2 см 3 / 100 р. і з подальшим підвищенням концентрації пластичність і опір металу руйнування пропорційно знижуються при 5 - 10 см 3 / р. пластичність металу мінімальна. Зі зростанням концентрації водню змінюється характер руйнування зразка - від в'язкого до типово крихкому (руйнування сколом).
Водневе охрупчивание спостерігається тільки в температурному інтервалі від мінус 374 до плюс 374 До К і зменшується з підвищенням швидкості деформації.
Для оцінки схильності сталі до водневої крихкості широко застосовуються механічні випробування на одновісний розтяг, на ударну в'язкість, на в'язкість руйнування, на втомну міцність та інші.
Флоке являють собою внутрішні дефекти стали, які виявляються в зламі у вигляді плям округлої форми. На поверхні мікрошліф, вирізаного перпендикулярно площині плям, флок мають вигляд тріщин, товщина яких вимірюється сотими і навіть тисячними частками міліметра.
Зазвичай флоке утворюються в кованих і катаних заготовках і виробах з відносно великим перерізом. Чутливі до утворення флокенів вуглецеві (більш 0,25 - 0,30% вуглецю) та леговані сталі перлітного, перліто-мартенситного і мартенситного класів.
Виникнення флокенів пояснюється наявністю внутрішніх напружень, пов'язаних з деформацією і охолодженням металу і напруг, що створюються присутнім в металі воднем. Для утворення флокенів необхідні обидва умови: при відсутності будь-якого з них флоке в сталі не утворюються.
У практиці широко використовуються прийоми щодо попередження утворення флокенів у великих передільних заготовках, які полягають у їх уповільненому охолодженні або тривалому ізотермічному відпалі після гарячої пластичної обробки металу. У результаті цього вміст водню змінюється незначно, тобто ці прийоми забезпечують, головним чином, зняття внутрішніх напружень. Однак при підвищеному вмісті водню (2,8 - 4,5 см 3 / 100 р.) флоке знову з'являються після другого і навіть третього прокатного переділу, якщо після кожного з них метал не піддавався протівофлокеновой обробці. Перешкоджати утворенню флокенів в металі можна тільки знижуючи вміст водню в нього нижче визначених для цієї марки стали меж.
1.2 Розчинність водню в рідкому залозі
Розчинність водню в рідкому залозі підкоряється закону Сіверста / 1 /
1 / 2 2 (Г) = [Н] (1)
До Н = [Н] / ÖР Н; (2)
Тобто, розчинність водню пропорційна кореню квадратному з парціального тиску водню в газовій фазі і зростає з підвищенням температури. Величина До Н чисельно дорівнює розчинності водню в залізі при
Р Н = 1013 х 10 5 Па і заданої температури. При 1873 К і тиску близько 100 кПа масова частка водню складає приблизно 0,0027%. Рівняння (2) придатне для розрахунку розчинності водню в рідкому залозі, що знаходиться в рівновазі з газовою фазою, яка містить молекулярний водень. У реальних умовах парціальний тиск молекулярного водню дуже мало, а вміст водню в металі визначається парціальним тиском парів води і вологістю шихтових і шлакоутворюючих матеріалів.
При температурі кристалізації спостерігається стрибкоподібне зміна розчинності водню від 28 до 8 см 3 / 100 р. У зв'язку з цим залізо та його сплави при низьких температурах, як правило, пересичений воднем, що призводить до його виділенню з розчину, подальшої молізаціі і утворення дефектів. Особливо чутливими до утворення цих дефектів є леговані сталі. В / 1 / вказується, що розчинність водню в аустеніт вище, ніж у d-Fe. Тобто, стали, кристалізуються у формі g-Fe і мають аустенітних структуру, можуть містити більше водню в твердому розчині, тому такі стали менш схильні до пористості.
Вплив легуючих елементів на розчинність водню в рідкому залозі кількісно описується коефіцієнтом активності (f R). Гідрообразующіе елементи (Zr, Ti, Nb, V, Ce) збільшують розчинність водню. Елементи, що не утворюють гідридів (Ni, Mo, Mn, Co, Cr) слабо впливають на розчинність. Група елементів (З, Si, P, Al і ін) зменшують розчинність водню, що пов'язано з сильною взаємодією між атомами заліза і легуючої добавкою, з утворенням карбідів, силіцидів, фосфідів та інших сполук.
1.3 Визначення вмісту водню в металі
Визначення вмісту водню в сталях пов'язано зі значними труднощами. Водень має високу дифузійної рухливістю в твердому металу при підвищених температурах, що вимагає проведення гарту відібраних проб для фіксації в них розчиненого водню до моменту проведення аналізу та якнайшвидшого проведення самого аналізу. Одним з головних джерел помилок при визначенні змісту водню є його втрати при кристалізації проби, коли відбувається стрибкоподібне зміна його розчинності.
Методи відбору проб для визначення вмісту водню в сталі поділяються на відкриті і закриті (або газозбірні).
При відкритому методі метал заливають в мідний кокіль і відбирають пробу в кварцову трубку і охолоджують її з максимально можливою швидкістю, запобігаючи виділення водню. Зразок зберігають при низьких температурах. При використанні цього методу можливі помилки систематичного характеру, пов'язані з одночасним поглинанням і видаленням водню при загартуванню проби у воді.
При закритому методі проводиться уловлювання і збір виділяється в процесі кристалізації водню в спеціальну металеву або кварцову ампулу. Цей метод виключає втрати водню при кристалізації проби і його поглинання при загартуванню проби у воді. Метод є ефективним при низьких концентраціях водню, зокрема, при вакуумуванні.
Існує досить велика кількість методів визначення вмісту водню в металах, найбільш поширені з них - метод нагрівання і плавлення зразків у вакуумі або в атмосфері інертних газів. До переваг методу відносять проведення аналізу при відносно невисокій температурі, відсутність взаємодії зразка з матеріалом тигля, виділення при нагріванні тільки водню, що спрощує методику проведення аналізу. Недоліком методу вважають неможливість повного виділення водню, особливо при аналізі легованих сталей і велику тривалість аналізу.
До переваг методу з використанням газу-носія належать: відсутність вакууму, низькі втрати водню, простота обслуговування апаратури і можливість автоматизації.
В даний час широке застосування для аналізу водню в металах отримали прилади фірм «Леко», «Лейбоулд-Хереус», «Болзерс». Наприклад, прилад фірми «Леко» працює з використанням аргону в якості несучого газу, має нижню межу визначення від 10 -5 до 10 -2% і похибка ± 3%.
Вміст водню в сталеплавильних шлаках визначають методом вакуум-нагрівання. Відібраний за допомогою пробної ложки шлак розбивається на шматки розміром 15 - 20 мм і в бензоїн стані поміщається в бокси з ангідроном. Навішування шлаку для проведення аналізу становить приблизно 1 м. Концентрацію водню в шлаку визначають методом вакуум-нагрівання на приладі конструкції Клячко-1 / 4 /. Прилад обладнаний високотемпературним нагрівачем, здатним забезпечити нагрів до 1774 К, і екстракційним посудиною з газонепроникного кварцу. Конструкція приладу дозволяє розділити виділяється газ на складові: СО, СО 2, Н 2 О і визначати їх кількість.
В останні роки робилися численні спроби знайти спосіб безпосереднього визначення вмісту водню в розливному і проміжному ковшах. Для цієї мети придатна система Гідріс, що базується на застосуванні погружного зонда.
У розплавлений метал вдувають певний обсяг інертного газу. Газ вловлюється пористим газопроникних керамічним конусом і потім кожні 6 секунд прокачується в замкнутому циклі (V дорівнює 20 мл) через вимірювальну систему.
Водень переходить в систему циркуляції Гідріс до тих пір, поки не встановляться рівноважні парціальні тиску. Рівноважне значення визначається шляхом вимірювання теплопровідності (за допомогою катарометра) газу.
Точність вимірювань вмісту водню в сталі за методикою Гідріс становить ± 35%. Час занурення зонда Гідріс 40 - 70 с.
Таким чином, система Гідріс є надійним способом експресного визначення вмісту водню в рідкої сталі, що дозволяє використовувати її під позапічної обробки і розливання сталі, контрольованому охолодженні безперервно-литих заготовок.
1.4 Процес розчинення азоту в металі
Міжатомні сили всередині молекули азоту значно перевищують
відповідні сили в молекулах водню. Це пояснюється тим, що дисоціація молекул азоту на атоми відбувається при більш високих температурах, ніж молекул водню.
Процес розчинення в металі азоту має ту ж природу, що й у водню. Ця спільність природи процесів визначає і деякі загальні риси термодинаміки процесів розчинення водню і азоту: справедливість для обох випадків закону Сівертса, тобто прямої пропорційності між кількістю розчиненого газу і коренем квадратним з парціального тиску газу, позитивне значення ентальпії процесів розчинення ΔH S практично для всіх розплавів заліза як у випадку азоту, так і водню.
Елементи, які більш схильні до утворення нітридів, ніж залізо, тобто мають більшу спорідненість до азоту, ніж залізо (Ti, Nb, V).
| Введення | |
| 1 Техніко-економічне обгрунтування проекту | |
| 1.1 Вплив водню на властивості стали | |
| 1.2 Водень у сплавах на основі заліза | |
| 1.3 Способи визначення вмісту водню в металі | |
| 1.4 Вплив азоту на властивості сталі | |
| 1.5 Неметалічні включення в сталі | |
| 2 Техніка виробництва сталі | |
| 2.1 Опис підприємства | |
| 2.1.1 Технологічна схема виробництва | |
| 2.1.2 Обгрунтування вибору марки стали | |
| 2.1.3 Матеріальний баланс плавки сталі 17Г1С | |
| 2.1.4 Тепловий баланс | |
| 2.2 Технологія плавки | |
| 2.2.1 Заправка печі | |
| 2.2.2 Завалка і прогрів шихти | |
| 2.2.3 Заливка чавуну | |
| 2.2.4 Плавлення | |
| 2.2.5 Доведення | |
| 2.2.6 Розрахунок десульфурації сталі з використанням ТШС | |
| 2.2.7 Технологія розкислення й легування стали | |
| 2.2.8 Розрахунок зниження температури під час позапічної обробки металу | |
| 2.2.9 Розрахунок параметрів МНЛЗ | |
| 3 Спеціальна частина | |
| 3.1 Дослідження в умовах сталеплавильного виробництва | |
| 3.1.1 Основи технології струйно-кавітаційного рафінування | |
| 3.1.2 Розробка технології струйно-кавітаційного рафінування стали у великовантажних ковшах | |
| 3.1.3 Розробка конструкцій багаторежимних фурм і технології продувки металу в ковші нестаціонарними струменями інертного газу | |
| 3.2 Інтенсифікація перемішування металу і підвищення поверхні контакту розплав - газ | |
| 3.2.1 Технічні засоби для забезпечення пульсуючого дуття | |
| 3.3 Розрахунок видалення азоту і водню | |
| 4 Безпека життєдіяльності | |
| 4.1 Об'ємно-планувальні рішення будівель та споруд цеху | |
| 4.2 Ідентифікація небезпечних і шкідливих чинників при роботі на пульті управління | |
| 4.3 Рішення щодо виробничої санітарії | |
| 4.3.1 Опалення та вентиляція | |
| 4.3.2 Розрахунок виробничого освітлення | |
| 4.4 Розробка заходів захисту від виявлених небезпечних і шкідливих факторів | |
| 4.5 Надзвичайні ситуації та заходи щодо їх ліквідації | |
| 4.6 Інженерні заходи захисту від виявлених небезпечних і шкідливих факторів (Розрахунок теплозахисного екрану) | |
| 5 Охорона навколишнього середовища | |
| 5.1 Основні кліматично-територіальні характеристики розташування комбінату | |
| 5.2 Якісна і кількісна характеристика стічних вод і газів, що відходять | |
| 5.3 Способи і засоби очищення відхідних газів і стічних вод | |
| 6 Економіка виробництва | |
| 6.1 Стратегія маркетингу | |
| 6.2 Виробничий план | |
| 6.3 Розрахунок показників по праці | |
| 6.3.1 Розрахунок зміни фонду оплати праці та нарахувань | |
| 6.4 Розрахунок річного виробництва цеху | |
| 6.5 Розрахунок планової калькуляції собівартості продукції | |
| 6.6 Інвестиційний план | |
| Висновок | |
| Список використаних джерел |
Розроблено промислова установка для обробки сталі в ковші з пульсуючою подачею інертного газу через заглибні фурми. Запропоновано амплітудно-частотні характеристики потоку інертного газу, що подаються в заглибні фурми, що забезпечують найбільшу ефективність дегазації стали і видаленні неметалевих включень з металу. Розроблено конструкції газодинамічних пристроїв, що забезпечують необхідні амплітудно-частотні характеристики дуття. Запропоновано конструктивні рішення їх монтажу на стенді. Запропоновано технологічну схему роботи двухванних сталеплавильних агрегатів, стенду для обробки сталі в ковші і МБЛЗ, для виробництва конструкційної і трубної сталі.
Пояснювальна записка до дипломного проекту викладена на 106 сторінках, містить 1 малюнків, таблиць, список використаних джерел.
Введення
ТОВ «Уральська Сталь» є великим підприємством з повним металургійним циклом, до складу якого входять управління з чотирма рудниками, коксохімічне виробництво, аглофабрика, доменний цех, який має у своєму складі чотири доменні печі, мартенівський цех, електросталеплаільний цех блюмінг 1250, товстолистовий стан 2800, універсальний широкосмуговий стан 950/800, допоміжний цехи і виробництва.
ТОВ «Уральська Сталь» входить до вісімки найбільших металургійних підприємств Росії. Більше 5% російської сталі виробляється в Новотроїцьку. Наявні обладнання та технології дозволяють комбінату виплавляти сотні марок сталі: від рядових вуглецевих до сталей спеціального призначення. По ряду позицій ТОВ «Уральська Сталь» займає провідні місця в галузі.
Подальший розвиток ТОВ «Уральська Сталь» сконцентровано на наступних напрямках:
- Освоєння власного виробництва сировини, матеріалів, вогнетривів замість привізних;
- Впровадження нових технологій, спрямованих на підвищення стійкості металургійних агрегатів та обладнання;
- Розробка та впровадження нових технологій виробництва прокату з низьколегованих сталей;
- Розширення сортаменту продукції;
- Підвищення конкурентної спроможності сталі за рахунок підвищення якості сталі;
- Зниження обрізу, підвищення стійкості вогнетривів, зниження витрати феросплавів і розкислювачів.
I Техніко-економічне обгрунтування проекту роботи
1.1 Вплив водню на експлуатаційні властивості сталі
Водень, присутній у сталі. Впливає на її експлуатаційні властивості і призводить до специфічних металургійним дефектів металу - освіті флокенів і водневого окрихчування сталі.
Під водневим охрупчивание увазі зниження пластичних властивостей металу, що спостерігається в певних умовах у присутності водню в сталі. При певному змісті водню відзначається зникнення межі текучості, а у високоміцних сталей і зниження межі міцності.
Негативний вплив водню виявляється при його вмісті більше 1 - 2 см 3 / 100 р. і з подальшим підвищенням концентрації пластичність і опір металу руйнування пропорційно знижуються при 5 - 10 см 3 / р. пластичність металу мінімальна. Зі зростанням концентрації водню змінюється характер руйнування зразка - від в'язкого до типово крихкому (руйнування сколом).
Водневе охрупчивание спостерігається тільки в температурному інтервалі від мінус 374 до плюс 374 До К і зменшується з підвищенням швидкості деформації.
Для оцінки схильності сталі до водневої крихкості широко застосовуються механічні випробування на одновісний розтяг, на ударну в'язкість, на в'язкість руйнування, на втомну міцність та інші.
Флоке являють собою внутрішні дефекти стали, які виявляються в зламі у вигляді плям округлої форми. На поверхні мікрошліф, вирізаного перпендикулярно площині плям, флок мають вигляд тріщин, товщина яких вимірюється сотими і навіть тисячними частками міліметра.
Зазвичай флоке утворюються в кованих і катаних заготовках і виробах з відносно великим перерізом. Чутливі до утворення флокенів вуглецеві (більш 0,25 - 0,30% вуглецю) та леговані сталі перлітного, перліто-мартенситного і мартенситного класів.
Виникнення флокенів пояснюється наявністю внутрішніх напружень, пов'язаних з деформацією і охолодженням металу і напруг, що створюються присутнім в металі воднем. Для утворення флокенів необхідні обидва умови: при відсутності будь-якого з них флоке в сталі не утворюються.
У практиці широко використовуються прийоми щодо попередження утворення флокенів у великих передільних заготовках, які полягають у їх уповільненому охолодженні або тривалому ізотермічному відпалі після гарячої пластичної обробки металу. У результаті цього вміст водню змінюється незначно, тобто ці прийоми забезпечують, головним чином, зняття внутрішніх напружень. Однак при підвищеному вмісті водню (2,8 - 4,5 см 3 / 100 р.) флоке знову з'являються після другого і навіть третього прокатного переділу, якщо після кожного з них метал не піддавався протівофлокеновой обробці. Перешкоджати утворенню флокенів в металі можна тільки знижуючи вміст водню в нього нижче визначених для цієї марки стали меж.
1.2 Розчинність водню в рідкому залозі
Розчинність водню в рідкому залозі підкоряється закону Сіверста / 1 /
1 / 2 2 (Г) = [Н] (1)
До Н = [Н] / ÖР Н; (2)
Тобто, розчинність водню пропорційна кореню квадратному з парціального тиску водню в газовій фазі і зростає з підвищенням температури. Величина До Н чисельно дорівнює розчинності водню в залізі при
Р Н = 1013 х 10 5 Па і заданої температури. При 1873 К і тиску близько 100 кПа масова частка водню складає приблизно 0,0027%. Рівняння (2) придатне для розрахунку розчинності водню в рідкому залозі, що знаходиться в рівновазі з газовою фазою, яка містить молекулярний водень. У реальних умовах парціальний тиск молекулярного водню дуже мало, а вміст водню в металі визначається парціальним тиском парів води і вологістю шихтових і шлакоутворюючих матеріалів.
При температурі кристалізації спостерігається стрибкоподібне зміна розчинності водню від 28 до 8 см 3 / 100 р. У зв'язку з цим залізо та його сплави при низьких температурах, як правило, пересичений воднем, що призводить до його виділенню з розчину, подальшої молізаціі і утворення дефектів. Особливо чутливими до утворення цих дефектів є леговані сталі. В / 1 / вказується, що розчинність водню в аустеніт вище, ніж у d-Fe. Тобто, стали, кристалізуються у формі g-Fe і мають аустенітних структуру, можуть містити більше водню в твердому розчині, тому такі стали менш схильні до пористості.
Вплив легуючих елементів на розчинність водню в рідкому залозі кількісно описується коефіцієнтом активності (f R). Гідрообразующіе елементи (Zr, Ti, Nb, V, Ce) збільшують розчинність водню. Елементи, що не утворюють гідридів (Ni, Mo, Mn, Co, Cr) слабо впливають на розчинність. Група елементів (З, Si, P, Al і ін) зменшують розчинність водню, що пов'язано з сильною взаємодією між атомами заліза і легуючої добавкою, з утворенням карбідів, силіцидів, фосфідів та інших сполук.
1.3 Визначення вмісту водню в металі
Визначення вмісту водню в сталях пов'язано зі значними труднощами. Водень має високу дифузійної рухливістю в твердому металу при підвищених температурах, що вимагає проведення гарту відібраних проб для фіксації в них розчиненого водню до моменту проведення аналізу та якнайшвидшого проведення самого аналізу. Одним з головних джерел помилок при визначенні змісту водню є його втрати при кристалізації проби, коли відбувається стрибкоподібне зміна його розчинності.
Методи відбору проб для визначення вмісту водню в сталі поділяються на відкриті і закриті (або газозбірні).
При відкритому методі метал заливають в мідний кокіль і відбирають пробу в кварцову трубку і охолоджують її з максимально можливою швидкістю, запобігаючи виділення водню. Зразок зберігають при низьких температурах. При використанні цього методу можливі помилки систематичного характеру, пов'язані з одночасним поглинанням і видаленням водню при загартуванню проби у воді.
При закритому методі проводиться уловлювання і збір виділяється в процесі кристалізації водню в спеціальну металеву або кварцову ампулу. Цей метод виключає втрати водню при кристалізації проби і його поглинання при загартуванню проби у воді. Метод є ефективним при низьких концентраціях водню, зокрема, при вакуумуванні.
Існує досить велика кількість методів визначення вмісту водню в металах, найбільш поширені з них - метод нагрівання і плавлення зразків у вакуумі або в атмосфері інертних газів. До переваг методу відносять проведення аналізу при відносно невисокій температурі, відсутність взаємодії зразка з матеріалом тигля, виділення при нагріванні тільки водню, що спрощує методику проведення аналізу. Недоліком методу вважають неможливість повного виділення водню, особливо при аналізі легованих сталей і велику тривалість аналізу.
До переваг методу з використанням газу-носія належать: відсутність вакууму, низькі втрати водню, простота обслуговування апаратури і можливість автоматизації.
В даний час широке застосування для аналізу водню в металах отримали прилади фірм «Леко», «Лейбоулд-Хереус», «Болзерс». Наприклад, прилад фірми «Леко» працює з використанням аргону в якості несучого газу, має нижню межу визначення від 10 -5 до 10 -2% і похибка ± 3%.
Вміст водню в сталеплавильних шлаках визначають методом вакуум-нагрівання. Відібраний за допомогою пробної ложки шлак розбивається на шматки розміром 15 - 20 мм і в бензоїн стані поміщається в бокси з ангідроном. Навішування шлаку для проведення аналізу становить приблизно 1 м. Концентрацію водню в шлаку визначають методом вакуум-нагрівання на приладі конструкції Клячко-1 / 4 /. Прилад обладнаний високотемпературним нагрівачем, здатним забезпечити нагрів до 1774 К, і екстракційним посудиною з газонепроникного кварцу. Конструкція приладу дозволяє розділити виділяється газ на складові: СО, СО 2, Н 2 О і визначати їх кількість.
В останні роки робилися численні спроби знайти спосіб безпосереднього визначення вмісту водню в розливному і проміжному ковшах. Для цієї мети придатна система Гідріс, що базується на застосуванні погружного зонда.
У розплавлений метал вдувають певний обсяг інертного газу. Газ вловлюється пористим газопроникних керамічним конусом і потім кожні 6 секунд прокачується в замкнутому циклі (V дорівнює 20 мл) через вимірювальну систему.
Водень переходить в систему циркуляції Гідріс до тих пір, поки не встановляться рівноважні парціальні тиску. Рівноважне значення визначається шляхом вимірювання теплопровідності (за допомогою катарометра) газу.
Точність вимірювань вмісту водню в сталі за методикою Гідріс становить ± 35%. Час занурення зонда Гідріс 40 - 70 с.
Таким чином, система Гідріс є надійним способом експресного визначення вмісту водню в рідкої сталі, що дозволяє використовувати її під позапічної обробки і розливання сталі, контрольованому охолодженні безперервно-литих заготовок.
1.4 Процес розчинення азоту в металі
Міжатомні сили всередині молекули азоту значно перевищують
відповідні сили в молекулах водню. Це пояснюється тим, що дисоціація молекул азоту на атоми відбувається при більш високих температурах, ніж молекул водню.
Процес розчинення в металі азоту має ту ж природу, що й у водню. Ця спільність природи процесів визначає і деякі загальні риси термодинаміки процесів розчинення водню і азоту: справедливість для обох випадків закону Сівертса, тобто прямої пропорційності між кількістю розчиненого газу і коренем квадратним з парціального тиску газу, позитивне значення ентальпії процесів розчинення ΔH S практично для всіх розплавів заліза як у випадку азоту, так і водню.
Елементи, які більш схильні до утворення нітридів, ніж залізо, тобто мають більшу спорідненість до азоту, ніж залізо (Ti, Nb, V).
Таблиця 24 - Собівартість катаної і литої заготовки зі сталі, виплавленої в
двохванним сталеплавильному агрегаті
У зв'язку з тим, що економічний ефект від реконструкції мартенівського цеху реалізується через товарний випуск листового прокату, розраховується сопоставительная калькуляція собівартості його виробництва з катанной і литої заготовки.
Розрахунок прибутку від реалізації продукції
Прибуток від реалізації продукції розраховується за формулою:
П = Σ (Ц i - З i) · Р i (59)
де Ц i - оптова ціна продукції, грн.
З i - собівартість продукції, руб.
Р i - Продуктивність, руб / т.
П Б = (4014,1 - 3804,55) · 2290088 = 1094,2 млню руб / рік
П Пр (1) = (4014,1 - 3686,58) · 2121860,5 = 1630,48 млн. руб / рік
Розрахуємо прибуток, отриманий в результаті реалізації вилученого з шлаку металлоконцентрата та щебеню.
Оптова ціна металлоконцентрата становить близько 300 руб / т, ціна щебеню 5 руб / т.
П Пр (2) = (300 · 200) + (5 · 800) = 64 млн. руб / рік
П Пр = 1630,48 + 64 = 1694,48 млн. руб / рік
Чистий прибуток
ЧП = П · [1 - (НП + ПН)]
де НП - податок на прибуток, 35%
ПН - інші податки складають приблизно 15%
ПП Б = 1094,3 - 1094,3 · (0,35 + 0,15) = 547,15 млн. руб / рік
ПП Пр = 1694,48 - 1694,48 · (0,35 + 0,15) = 847,24 млн. руб / рік
Розрахунок рентабельності продукції
Рентабельність продукції визначається за формулою:
де R - рентабельність продукції,%
Ц - ціна, руб / т.
С - собівартість, руб / т.
Економічна ефективність проектних рішень.
Річний економічний ефект визначається за формулою:
Е г = [(Ц Пр-С Пр) - (Ц Б - С Б)] · Р Пр (61)
Е г = [(4014,1 - 3686,58) - (4014,1 - 3804,55)] · 2121860,5 = 617,08 млн. руб / рік
Термін окупності проекту становить:
Т = 1491000000 / ((3804,55 - 3686,58) · 2121860,5 + 64000000) = 2,2 року
Точка беззбитковості становить визначається за формулою:
N o = S пост · Р пр (W пр - S пер) (63)
де S пост - 0,45 · 370,68 = 166,80 руб / т.
S пер = 3686,58 - 166,80 = 3529,78 руб / т.
N o = 166,80 · 2121860,5 / (4014,1 - 3529,78) = 326097,9 т.
Таблиця 25 - Техніко-економічні показники
V
326,1
Обсяг виробництва, тис. т.
Рисунок 5 - Графік точки беззбитковості
6.6 Інвестиційний план
Фінансова необхідність для реалізації проекту становить 1317 млн. руб. У даній роботі планується здійснення фінансування цих вкладень за рахунок надання короткострокового кредиту. Відсоток по кредиту передбачається виплачувати щомісяця з поточного прибутку, а базова сума заборгованості буде виплачена частинами до кінця терміну кредитування.
Висновок
У дипломному проекті запропоновано варіант реконструкції мартенівського цеху ТОВ «Уральська Сталь», в якому передбачається виробництво сталі в обсязі 2,12 млн. т., демонтаж мартенівських печей зменшення тривалості плавки в ДПСА до 3 год, установка доведення металу і МНЛЗ. У результаті передбачається поліпшити якість сталі і підвищити її конкурентну здатність.
У спеціальній частині розглянуті різні варіанти продувки металу пульсуючим струменем аргону і сталі, проведений розрахунок витрати аргону.
У розділі безпеку життєдіяльності розроблений комплекс технічних заходів захисту від виділених небезпечних і шкідливих виробничих факторів і здійснена інженерна розробка заходів захисту від підвищеної температури в робочій зоні.
У розділі охорона навколишнього середовища представлені способи і засоби очищення газів, що відходять у чорній металургії. Здійснено розрахунок загального ступеня очищення газів електрофільтрами.
Список використаних джерел
1 Панорілов М.І. Довідкове керівництво сталевара мартенівської печі.
-М.: Металургія, 1961р.
2 Сметанін С. І. Конотопом М.В. Історія чорної металургії Росії. -М.:
Палеотипів, 2002р.
3 Каблуковскій А. Ф. Рафінування стали інертним газом. -М.: Металургія, 1975р.
4 Юсфін Ю. С. Нові процеси одержання железа.-М.: Металургія, 1994.
5 Кудрін В. А. Металургія сталі. -М.: Металургія, 1981.
6 Михайлов Г.Г. Термодинаміка розкислення сталі. -М.: Металургія, 1993.
7 Григор'єв В.П., Нечкине Ю.М., Єгоров О.В. Конструкція і проектування агрегатів сталеплавильного виробництва. Підручник для вузів - М.: МІСіС - 1995р.
8 Ойкс Г.Н., Іоффе К.М. Виробництво сталі. - М.: Металургія. - 1972р.
9 Лузгін В.П., Вішкарев А.Ф. Виробництво сталі і феросплавів: Навчальний посібник: - М.: МІСіС. - 2000р.
10 Лякішев Н.П. Шалімов О. Г. Розвиток технології непріривного розливання сталі. -М.: Еліз 2002р.
11 Айзатулов Р. С. Харлашин П.С. Теоретичні основи сталеплавильних процесів. -М.: МІСіС. 2002р.
12 Кудрін В.А. Теорія і технологія виробництва сталі. -М.: Світ. 2003р.
13 Поволоцький Д.Я. Електрометалургія сталі та феросплавів. -М.: Металургія. 1984р.
14 Григорян В.А. Белянчіков Л.М. Теоретичні основи сталеплавильних процесів. -М.: Металургія. 1986р.
15 Воскобойников В.Г Кудрін В.А. Загальна металургія. -М.: Металургія. 1985р.
16 Явойскій В.І. Теорія процесів виробництва сталі.-М.: Металургія. 1967р.
17 Явойскій В.І. Металургія сталі. -М.: Металургія. 1983р.
18 Явойскій В.І. Дорофєєв І.Л. Теорія продувки сталеплавильної ванни. -М.: Металургія. 1974р.
19 Сорокін Н.А., Богушевської Ю.В. Математична модель хвилеутворення в сталеплавильній ванні. Сталь, 1995, № 2. 15020с.
20 Бочков Д.А. Економіка виробництва. Навчальний посібник: - М.: МІСіС. 2000р.
21 Баканін А.В., Хорошилов В.О. Математичне опис течії металу в ковші при продувці інертним газом. Известия вузів. Чорна металургія, 1981. № 1. 143-144с.
22 Поляков В.В. Ресурсозбереження в чорній металургії. - М.: Машинобудування, 1993.
23 Мальцов О.М. Позапічна обробка металевих розплавів. - Київ, 1986.
24 Бородін Д.І., Григор'єв В.П., Чурсін Г.М. Металургія сталі. Навчальний посібник: - М.: МІСіС. - 2001.
25 Бочков Д.А. Економіка виробництва. Навчальний посібник: - М.: МІСіС. - 2000.
26 Технологічна інструкція з виплавки сталі в ДПСА. - Новотроїцьк: Видавництво ВАТ «ність», 1996.
27 Екологічний паспорт підприємства. - Новотроїцьк: Видавництво ВАТ «ність», 1996.
28 Старк С.Б. Пиловловлення та очищення газів в металургії. - М.: Металургія, 1997.
Навпаки, елементи, характерні сильними міжатомними зв'язками з залізом, наприклад С та Si, істотно знижують розчинність азоту. двохванним сталеплавильному агрегаті
| Найменування статей | Норма витрати, т / т | Норма витрати (ЛПЦ-1), т / т. | Собівартість, грн / т. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Катана (ОБЦ) | 1,23 | 1,07 | 3804,55 |
| Лита (МНЛЗ) | 1,024 | 1,07 | 3686,58 |
Розрахунок прибутку від реалізації продукції
Прибуток від реалізації продукції розраховується за формулою:
П = Σ (Ц i - З i) · Р i (59)
де Ц i - оптова ціна продукції, грн.
З i - собівартість продукції, руб.
Р i - Продуктивність, руб / т.
П Б = (4014,1 - 3804,55) · 2290088 = 1094,2 млню руб / рік
П Пр (1) = (4014,1 - 3686,58) · 2121860,5 = 1630,48 млн. руб / рік
Розрахуємо прибуток, отриманий в результаті реалізації вилученого з шлаку металлоконцентрата та щебеню.
Оптова ціна металлоконцентрата становить близько 300 руб / т, ціна щебеню 5 руб / т.
П Пр (2) = (300 · 200) + (5 · 800) = 64 млн. руб / рік
П Пр = 1630,48 + 64 = 1694,48 млн. руб / рік
Чистий прибуток
ЧП = П · [1 - (НП + ПН)]
де НП - податок на прибуток, 35%
ПН - інші податки складають приблизно 15%
ПП Б = 1094,3 - 1094,3 · (0,35 + 0,15) = 547,15 млн. руб / рік
ПП Пр = 1694,48 - 1694,48 · (0,35 + 0,15) = 847,24 млн. руб / рік
Розрахунок рентабельності продукції
Рентабельність продукції визначається за формулою:
де R - рентабельність продукції,%
Ц - ціна, руб / т.
С - собівартість, руб / т.
Економічна ефективність проектних рішень.
Річний економічний ефект визначається за формулою:
Е г = [(Ц Пр-С Пр) - (Ц Б - С Б)] · Р Пр (61)
Е г = [(4014,1 - 3686,58) - (4014,1 - 3804,55)] · 2121860,5 = 617,08 млн. руб / рік
Термін окупності проекту становить:
Т = 1491000000 / ((3804,55 - 3686,58) · 2121860,5 + 64000000) = 2,2 року
Точка беззбитковості становить визначається за формулою:
N o = S пост · Р пр (W пр - S пер) (63)
де S пост - 0,45 · 370,68 = 166,80 руб / т.
S пер = 3686,58 - 166,80 = 3529,78 руб / т.
N o = 166,80 · 2121860,5 / (4014,1 - 3529,78) = 326097,9 т.
Таблиця 25 - Техніко-економічні показники
| Показники | Базові | Проектні |
| 1 | 2 | 3 |
| Річний обсяг виробництва, т. | 1737243 | 2121860,5 |
| Продовження таблиці 25 | ||
| 1 | 2 | 3 |
| Питома продуктивність агрегату, т / ч. | 121 | 131,3 |
| Час плавки, годину. | 4 | 3,3 |
| Капітальні вкладення - Загальні, руб. - Питомі, руб / т. | 1491000000 720 | |
| Собівартість однієї тонни заготовки, руб / т. | 3804,55 | 3686,58 |
| Термін окупності, роки | 2,2 | |
| Точка беззбитковості, т. | 326097,9 | |
| Прибуток, млн. руб / рік | 1694,48 | |
| Чистий прибуток, млн. руб / рік | 847,24 | |
| Рентабельність продукції,% | 31 | |
| Річний економічний ефект, млн. руб / т. | 617,08 | |
326,1
Обсяг виробництва, тис. т.
Рисунок 5 - Графік точки беззбитковості
6.6 Інвестиційний план
Фінансова необхідність для реалізації проекту становить 1317 млн. руб. У даній роботі планується здійснення фінансування цих вкладень за рахунок надання короткострокового кредиту. Відсоток по кредиту передбачається виплачувати щомісяця з поточного прибутку, а базова сума заборгованості буде виплачена частинами до кінця терміну кредитування.
Висновок
У дипломному проекті запропоновано варіант реконструкції мартенівського цеху ТОВ «Уральська Сталь», в якому передбачається виробництво сталі в обсязі 2,12 млн. т., демонтаж мартенівських печей зменшення тривалості плавки в ДПСА до 3 год, установка доведення металу і МНЛЗ. У результаті передбачається поліпшити якість сталі і підвищити її конкурентну здатність.
У спеціальній частині розглянуті різні варіанти продувки металу пульсуючим струменем аргону і сталі, проведений розрахунок витрати аргону.
У розділі безпеку життєдіяльності розроблений комплекс технічних заходів захисту від виділених небезпечних і шкідливих виробничих факторів і здійснена інженерна розробка заходів захисту від підвищеної температури в робочій зоні.
У розділі охорона навколишнього середовища представлені способи і засоби очищення газів, що відходять у чорній металургії. Здійснено розрахунок загального ступеня очищення газів електрофільтрами.
Список використаних джерел
1 Панорілов М.І. Довідкове керівництво сталевара мартенівської печі.
-М.: Металургія, 1961р.
2 Сметанін С. І. Конотопом М.В. Історія чорної металургії Росії. -М.:
Палеотипів, 2002р.
3 Каблуковскій А. Ф. Рафінування стали інертним газом. -М.: Металургія, 1975р.
4 Юсфін Ю. С. Нові процеси одержання железа.-М.: Металургія, 1994.
5 Кудрін В. А. Металургія сталі. -М.: Металургія, 1981.
6 Михайлов Г.Г. Термодинаміка розкислення сталі. -М.: Металургія, 1993.
7 Григор'єв В.П., Нечкине Ю.М., Єгоров О.В. Конструкція і проектування агрегатів сталеплавильного виробництва. Підручник для вузів - М.: МІСіС - 1995р.
8 Ойкс Г.Н., Іоффе К.М. Виробництво сталі. - М.: Металургія. - 1972р.
9 Лузгін В.П., Вішкарев А.Ф. Виробництво сталі і феросплавів: Навчальний посібник: - М.: МІСіС. - 2000р.
10 Лякішев Н.П. Шалімов О. Г. Розвиток технології непріривного розливання сталі. -М.: Еліз 2002р.
11 Айзатулов Р. С. Харлашин П.С. Теоретичні основи сталеплавильних процесів. -М.: МІСіС. 2002р.
12 Кудрін В.А. Теорія і технологія виробництва сталі. -М.: Світ. 2003р.
13 Поволоцький Д.Я. Електрометалургія сталі та феросплавів. -М.: Металургія. 1984р.
14 Григорян В.А. Белянчіков Л.М. Теоретичні основи сталеплавильних процесів. -М.: Металургія. 1986р.
15 Воскобойников В.Г Кудрін В.А. Загальна металургія. -М.: Металургія. 1985р.
16 Явойскій В.І. Теорія процесів виробництва сталі.-М.: Металургія. 1967р.
17 Явойскій В.І. Металургія сталі. -М.: Металургія. 1983р.
18 Явойскій В.І. Дорофєєв І.Л. Теорія продувки сталеплавильної ванни. -М.: Металургія. 1974р.
19 Сорокін Н.А., Богушевської Ю.В. Математична модель хвилеутворення в сталеплавильній ванні. Сталь, 1995, № 2. 15020с.
20 Бочков Д.А. Економіка виробництва. Навчальний посібник: - М.: МІСіС. 2000р.
21 Баканін А.В., Хорошилов В.О. Математичне опис течії металу в ковші при продувці інертним газом. Известия вузів. Чорна металургія, 1981. № 1. 143-144с.
22 Поляков В.В. Ресурсозбереження в чорній металургії. - М.: Машинобудування, 1993.
23 Мальцов О.М. Позапічна обробка металевих розплавів. - Київ, 1986.
24 Бородін Д.І., Григор'єв В.П., Чурсін Г.М. Металургія сталі. Навчальний посібник: - М.: МІСіС. - 2001.
25 Бочков Д.А. Економіка виробництва. Навчальний посібник: - М.: МІСіС. - 2000.
26 Технологічна інструкція з виплавки сталі в ДПСА. - Новотроїцьк: Видавництво ВАТ «ність», 1996.
27 Екологічний паспорт підприємства. - Новотроїцьк: Видавництво ВАТ «ність», 1996.
28 Старк С.Б. Пиловловлення та очищення газів в металургії. - М.: Металургія, 1997.
Азот активно взаємодіє з дислокаціями і іншими дефектами структури металу в значній мірі впливає на його механічні властивості.
Деформаційних старінням іменується зміна механічних властивостей заліза і малоуглеродісой стали після холодної пластичної деформації і подальшої витримки при кімнатній і підвищених температурах (до 250єС). Це явище характеризується підвищенням меж текучості і міцності, твердості, пониженням пластичних властивостей при статичних випробуваннях і критичної температури крихкого руйнування при випробуванні на удар.
Окремий випадок деформаційного старіння - сінеломкость, викликана, головним чином, присутніх в сталі азотом і вуглецем. Її ознаки: зниження пластичності, підвищення меж текучості і міцності металу. Сінеломкость проявляється вже при незначному вмісті азоту; найвищі значення межі міцності досягаються при його вмісті близько 0,01%.
У процесі старіння в зв'язку з сегрегацією атомів у дислокацій електричний опір і термоелектрорушійної сила зменшується / 2 /.
Азот в сталі визначається за допомогою системи Нітріс, що працює аналогічно системі Гідріс.
1.5 Процес неметалевих включень у сталі
Процес видалення неметалевих включень є багатостадійним і включає в себе спливання включень, їх перехід через кордон металу і шлаку, асиміляцію включень шлаком та їх розчинення в шлаку.
Залежно від геометричної форми включення одного й того ж хімічного складу, рівні по масі, в рівних температурних умовах і при рівності інших параметрів навколишнього середовища, повинні спливати і видалятися з різними швидкостями.
Загальновідома формула Стокса / 3 / застосовна тільки у разі спливання твердих, ідеально змочуваних металом неметалічних включень. При цьому метал повинен бути нерухомий
Re = 2 · r в · ρ М · w / η M ≤ 1, (3)
де Re - число Рейнольдса;
r в - радіус включень;
ρ М - щільність металу;
w - швидкість спливання включення;
η M - В'язкість металу.
За Стоксом, швидкість спливання глобулярних включень пропорційна квадрату радіусу включень, число Рейнольдса наростає пропорційно кубу їх радіусу. Тому формула Стокса застосовна лише по відношенню до включень розмірами <100 мкм.
Для визначення швидкості спливання дрібних рідких включень застосовують рівняння Рибчинського - Адамара
де η м - в'язкість металу
η в - в'язкість включення.
Найбільш часто рідкими окисними включеннями є силікати, а їх в'язкість в сотні і навіть тисячі разів більше в'язкості металу, тому, нехтуючи під второмсомножітеле величиною η м, можна отримати і для рідких силікатних крапель формулу Стокса
При розмірах крапель не більше 100 КМК їх деформація, звичайно, не має місця, і підрахунок за формулою (5) можна вважати надійним
На практиці встановлено, що перемішування металу приводить до значного прискорення процесу його очищення від неметалічних включень. Це відбувається внаслідок прискорення процесу укрупнення включень, збільшення ймовірності зустрічей диспергованих в металі включень. Потоки металу захоплюють разом з собою неметалеві включення. Останні досягають перемішуємо, контактує зі шлаком, шару металу і частково переходять в нього з подальшою асиміляцією шлаком. У цьому випадку можуть спливати включення, що мають однакову щільність з металом і навіть дещо вищу.
Швидкість потоку металу, достатня для виносу включень, що мають навіть більш високу щільність у порівнянні з металом, в подшлаковий шар визначається рівнянням:
Ступінь очищення тонких шарів металу, що опинилися безпосередньо під шлаком, від неметалевих включень залежить від ряду причин і в кінцевому підсумку визначається співвідношенням швидкостей переходу включень з підшару металу в шар, безпосередньо контактує зі шлаком, швидкістю переходу (втягування) включень в шлак і швидкістю руху металу в горизонтальному напрямку під шлаком.
Докрісталлізаціонние неметалеві включення, як відомо, є підкладкою для подальшого утворення на них третинних і, почасти, четвертинних неметалевих включень, в ході подальшої кристалізації й охолодження металу.
Таким чином, видалення первинних і вторинних неметалевих включень відіграє важливу роль для подальшого отримання металу чистого від неметалевих включень. Тому застосування пульсуючої подачі інертного газу в ківш має важливе значення для отримання чистого по неметалевим включень металу.
2 Виробництво сталі
2.1 Короткий опис підприємства ТОВ «Уральська Сталь»
ТОВ «Уральська Сталь» (ОХМК), утворене на базі Орсько-Халиловского металургійного комбінату, є великим металургійним підприємством з повним металургійним циклом. 5 березня 1955 доменна піч № 1 видала перший чавун, і цей день став датою народження Орсько-Халиловского металургійного комбінату.
ТОВ «Уральська Сталь» працює на базі унікального родовища природно-легованої залізної руди. У руді цього родовища, крім заліза, містяться такі цінні елементи, як нікель, хром і кобальт. У цьому ж районі були знайдені промислові запаси вапняку, нікелю та вогнетривкої глини.
Сьогодні ТОВ «Уральська Сталь» - це прокат високої якості, це близько ста марок вуглецевої, легованої і низьколегованої сталі, це єдиний у світі хроконікелевий природно-легований чавун, кокс і хімічна продукція. Маючи високі споживчі властивості, сталь з маркою ТОВ «Уральська Сталь» знаходить широке застосування в багатьох галузях народного господарства: при будівництві газопроводів і океанських кораблів, котлів та посудин, що працюють під тиском, для виготовлення обладнання атомних електростанцій, при спорудженні мостів, валів електродвигунів і осей вагонів, сільськогосподарських машин, автомобілів та побутових приладів.
ТОВ «Уральська Сталь» має свідоцтва вітчизняних органів стандартизації та метрології, які засвідчують, що його прокат є новою і високоефективної продукцією. Комбінат має свідоцтва фірм Ллойд, БС, ТЮФ і турецького інституту стандартів, які засвідчують, що ТОВ «Уральська Сталь» є підприємством, що гарантує постачання прокату за міжнародними стандартами. Поряд з цим ТОВ «Уральська Сталь» виробляє близько 20% сталі підвищеної якості з комплексом властивостей, що не мають аналогів у зарубіжному виробництві.
Продукцію комбінату знають не тільки в усій країні, а й за її межами. Трубну заготовку з вуглецевих, низьколегованих і легованих сталей отримують Челябінський трубопрокатний завод, Первоуральский новотрубний завод, Волжський і Синарський трубні заводи. Прокат з листової сталі для котлів і посудин, що працюють під тиском, використовують на нафтохімічних заводах в м. Дзержинську, Рузаєвка, Салават.
Прокат з конструкційної сталі відправляють на мостобудівні заводи м. Улан-Уде, Воронежа, Чехова, Кургану. Одержувачами листового і смугового прокату підвищеної якості є відомі автомобілебудівні заводи: ВО «ГАЗ», ВАТ «КАМАЗ», «БЕЛАЗ», «МАЗ», ВО «АЗЛК», ВО «ЗІЛ».
Будучи постачальником таких великих вітчизняних підприємств, ТОВ «Уральська Сталь» експортує свою продукцію і за кордон.
До складу мартенівського цеху входять:
- Пічної проліт з двома двохванним 250 х 250 тонн і чотирма 450-тонними мартенівськими печами;
- Розливний проліт з 10 разливочні кранами;
- Міксерні відділення № 1 і № 2, в яких встановлені 2 міксера ємністю 1300 т. для переробного чавуну;
- Шихтові відділення зі складами магнітних і сипучих матеріалів;
- Шлакове відділення.
Особливістю ТОВ «Уральська Сталь» є те, що при великому обсязі виробництва продукції виплавляють тільки спокійну сталь, у тому числі понад 60% легованих і низьколегованих марок, і міцну сталь спеціального призначення. У цеху виплавляють близько ста різних марок сталі. Половина всього обсягу виробництва - сталь з масовою часткою сірки менше 0,025%.
З метою підвищення якості рідкої сталі на комбінаті застосовують відсічення пічного шлаку на випуску, продувку сталі в ковші інертним газом (аргоном, азотом або сумішшю аргону і азоту), а також розливку захистом струменя металу від окислення інертними газами. Впровадження цього комплексу позапічної обробки металу дозволило забезпечити однорідність стали за хімічним складом, поліпшити якість виплавленої сталі, і, в кінцевому підсумку, забезпечити отримання високоякісного прокату / 9 /.
2.1.1 Існуюча технологічна схема
Існуюча технологічна схема представлена на малюнку 1.
Двохванний агрегат |
Розливання в злитки |
Продування інертним газом |
Сортовий прокат Ш 200-1200 |
Сортопрокат-ний цех |
Обтискний стан |
Виплавка стали Позапічна обробка Разливка
Прокатка Прокатка Готова продукція
Малюнок 1 - Існуюча технологічна схема
Виробництво сталі 17Г1С в двохванним сталеплавильному агрегаті здійснюється з розкисленням і легуванням сталі в ковші на випуску, розкислення алюмінієм виробляють чушками, що призводить до високого чадові. Така внеагрегатная обробка не дозволяла отримати точний хімічний склад, що призводить до 5-ти відсоткового перепризначення плавок в більш дешеві та прості, такі як ст3. Неможливість контролювати ступінь чаду розкислювачів призводить до того, що вкрай важко одержати метал, що відповідає заданим стандартам і конкурентно здатний на внутрішньому ринку. Позапічна обробка не дозволяє одержувати сталь, що задовольняє сучасним вимогам, що висуваються споживачами. Крім того, розливання сталі в цеху проводиться в злитки, що забезпечує більшу норму витрати металошихти.
Пропонована технологічна схема представлена на малюнку 2.
Двохванний агрегат |
МБЛЗ |
Двухфурменная УДМ |
Сортовий прокат Ш 90-220 мм |
Сортопрокатний цех |
Прокатка Готова продукція
Рисунок 2 - Пропонована технологічна схема
Впровадження безперервного розливання дозволить істотно знизити видатковий коефіцієнт. Витрата металошихти знижується на 7-10%. Крім того безперервне розливання пред'являє ряд вимог щодо якості металу. Це низький вміст сірки і фосфору в металі (0,01 - 0,015 масова частка,%), низький вміст НВ (неметалічних включень), відхилення по температурі не більше 5єС. Для забезпечення цих вимог встановлюється АКОС (агрегат комплексної обробки сталі), який дозволить знизити температуру металу на випуску, що знижує чад і збільшує термін служби вогнетривів. Установка доведення металу дозволяє заощадити дорогі феросплави, істотно знизити вміст розчинених у металі газів, що дозволить відмовитися від дорогої противофлокенной термообробки і допоможе забезпечити випуск якісної продукції, що задовольняє західним стандартам і конкурентоспроможною як на внутрішньому, так і на зовнішньому ринку.
2.1.2 Вибір марки стали
Для виробництва обрана конструкційна сталь, яка працює при високих динамічних навантаженнях. Внаслідок цього вона повинна мати високу межу текучості, малу чутливість до концентраторів напружень. А у виробах, що працюють при багаторазово додаються навантаженнях - високий межа витривалості, достатній запас температурної в'язкості і низький поріг хладноломкости. Крім того, покращувані стали повинні мати гарну прокаливаемостью і малою чутливістю до відпускної хрупності.
У виробах великих перетинів (діаметром понад 15 - 20 мм) механічні властивості легованих сталей вище, ніж у вуглецевих. Це пояснюється тим, що леговані сталі володіють кращою прокаливаемостью. Якщо деталі працюють на кручення, то напруга по перетину поширюється нерівномірно. Для таких деталей наскрізна прокаливаемость не потрібна. У цьому випадку для надійного забезпечення міцності деталей загартований шар повинен розташовуватися на глибині не менше половини радіуса від поверхні. Для деталей, що працюють на розтяг (шатуни, торсіонні вали, відповідальні болти та ін) потрібно забезпечити наскрізну прокаливаемость по всьому перерізу. Для виробів, що вимагають високих значень ударної в'язкості і низького порогу холодноламкості, що працюють при низьких температурах з високими швидкостями прикладання навантаження і при наявності концентратів напруг, слід застосовувати спадково дрібнозернисті спокійні сталі, переважно леговані нікелем і молібденом.
Механічні властивості стали в першу чергу визначаються вмістом у них вуглецю, від якості якого і залежить закаліваемость сталі. Прокаливаемость визначається присутністю легуючих елементів. В умовах повної прокаливаемости механічні властивості стали мало залежать від характеру легуванні. Виняток становить нікель і молібден, підвищують опір крихкому руйнуванню. У т же час нікель збільшує пластичність і в'язкість сталі, зменшуючи чутливість до концентраторів напружень і знижує температуру порога хладноломкость. Підвищуючи запас в'язкості, нікель збільшує ударну в'язкість. Однак застосування сталей з надмірно високим вмістом хрому, марганцю і кремнію, що забезпечують високу прокаливаемость, сприяє підвищенню схильності до крихкого руйнування. На поріг холодноламкості (схильність до крихкого руйнування) також впливає сірка, фосфор, азот, водень, неметалеві включення (НВ). Вони підвищують температуру порога холодноламкості, тому до сталей, які працюють при низьких температурах, пред'являються вимоги чистоти по сірці, фосфору, азоту, водню і НВ. Вміст сірки і фосфору має бути не більше 0,04 і 0,035 масової частки, відповідно, а вміст водню не більше 2 см 3 / 100 гр.
Найбільш поширеною конструкційної сталлю є сталь марки 17Г1С.
2.1.3 Матеріальний баланс плавки сталі 17Г1С
Необхідний хімічний склад для сталі 17Г1С представлений в таблиці 1 / 10 /.
Таблиця 1 - Хімічний склад сталі 17Г1С, масова частка,%
| C | Si | Mn | Cr | Ni | P | S | Cu |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 |
| 0,15-0,20 | 0,40-0,60 | 1,16-1,60 | ≤ 0,300 | ≤ 0,300 | ≤ 0,035 | ≤ 0,040 | ≤ 0,300 |
Таблиця 2 - Розрахунок на 100 кг металевої шихти для сталі 17Г1С,
масова частка,%
| Матеріал | C | Si | Mn | P | S |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| Чавун (65%) | 4,100 | 0,78 | 0,310 | 0,063 | 0,014 |
| Скрап (35%) | 0,300 | 0,50 | 1,380 | 0,035 | 0,040 |
| Середній склад шихти | 2,770 | 0,683 | 0,685 | 0,053 | 0,023 |
| Метал з розплавлення | 0,970 | Сліди | 0,240 | 0,019 | 0,023 |
| Метал на випуску | 0,040 | Сліди | 0,120 | 0,011 | 0,021 |
Середній склад шихти наведено в таблиці 3.
Таблиця 3 - Визначення середнього складу шихти, кг.
| Матеріал | C | Si | Mn | P | S |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| Чавун | 2,665 | 0,507 | 0,202 | 0,041 | 0,009 |
| Скрап | 0,105 | 0,176 | 0,483 | 0,012 | 0,014 |
| Разом | 2,770 | 0,683 | 0,685 | 0,053 | 0,023 |
Таблиця 4 - Витрата кисню і кількість окислів, кг.
| Окислення | Чад домішок | Витрата кисню | Маса оксиду |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| З → СО | 1,800 | 2,400 | 4,200 |
| Si → SiO 2 | 0,683 | 0,781 | 1,464 |
| Mn → MnO | 0,445 | 0,129 | 0,575 |
| P → P 2 O 5 | 0,034 | 0,049 | 0,083 |
| Fe в дим → Fe 2 O 3 | 0,500 | 0,190 | 0,690 |
| Разом | 3,462 | 3,408 | 6,528 |
Таблиця 5 - Знос футеровки, кг.
| Матеріал | 1 період | 2 період | За плавку |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Магнезітохроміт | 0,2 | 0,1 | 0,3 |
| Доломіт | 1,2 | 0,3 | 1,5 |
Забруднення типу глини SiO 2 = 50%; Al 2 O 3 = 28%; H 2 O = 22%.
Забрудненнями вноситься:
- SiO 2 ... ... ... ... ... ... ... 35 · 0,015 · 0,50 = 0,262 кг;
- Al 2 O 3 ... ... ... ... ... .... 35 · 0,015 · 0,28 = 0,147 кг;
- Н 2 О ... ... ... ... ... .... 3 · 0,015 · 0,22 = 0,115 кг.
Разом: Σ = 0,524 кг.
Прийнято, що окисненість скрапу (у вигляді Fe 2 O 3) складає 1% його маси, тобто 0,35 кг. Відповідно до проведених досліджень на ВАТ «Уральська Сталь», разом з чавуном з міксера потрапляє невелика кількість шлаку (1,5% масової частки чавуну) 1,5 кг/100 кг, при цьому склад шлаку:
45,0% CaO; 6,0% Al 2 O 3; 7,5% MgO;
40,0% SiO 2; 1,5% S.
Міксерних шлак внесе:
- CaO ... ... ... ... ... ... ... .. 0,45 · 1,5 = 0,675 кг;
- SiO 2 ... ... ... ... ... ... .... 0,40 · 1,5 = 0,6 кг;
- Al 2 O 3 ... ... ... ... ... ... ... 0,06 · 1,5 = 0,1125 кг;
- MgO ... ... ... ... ... ... ... 0,075 · 1,5 = 0,1125 кг;
- S ... ... ... ... ... ... ... .... 0,015 · 1,5 = 0,0225 кг.
Вапняку вводимо 1,5 кг.
Надійде SiO 2 з матеріалів:
- Металошихти ... ... ... 1,464 кг;
- Магнезітохроміта .... 0,012 кг;
- Забруднень скрапу ... 0,262 кг;
- Міксерного шлаку .... 0,6 кг;
- Доломіт ... ... ... ... ... .. 0,024 кг;
- Вапняку ... ... ... .... 0,002 · х кг.
Σ 2,362 + х Σ 0,02 кг
Вступив Al 2 O 3 з матеріалів:
- Магнезітохроміта ... 0,008 кг;
- Забруднень скрапу ... 0,147 кг;
- Міксерного шлаку .... 0,090 кг;
- Доломіт ... ... ... ... ... .. 0,024 кг;
- Вапняк. ... ... ... ... .. 0,003 · х кг.
Надходження MnO з матеріалів:
- Металошихти ... ... .. 0,574 кг;
- Вапняк. ... ... ... ... .. 0,0015 · х кг;
Σ 0,574 + 0,0015 · х кг
Надходження MgO з матеріалів:
- Магнезітохроміта .... 0,132 кг;
- Міксерного шлаку .... 0,116 кг;
- Доломіт ... ... ... ... ... .. 0,432 кг;
- Вапняк ... ... ... ... ... 0,02 · х кг
Σ 0,677 + 0,02 · х кг
Надходження СаО з матеріалів:
- Магнезітохроміта .... 0,004 кг;
- Міксерних шлак ... ... 0,675 кг;
- Доломіт ... ... ... ... ... .. 0,660 кг;
- Вапняк ... ... ... ... .... 0,53 · х кг
Σ 1,339 + 0,53 · х кг
Надходження Р 2 О 5 з матеріалів:
- Металошихти ... ... .... 0,083 кг;
- Вапняку ... ... ... ... ... 0,0007 · х кг
Σ 0,083 + 0,0007 · х кг
Надходження S з матеріалів:
- Металошихти ... ... .... 0,001 кг;
- Міксерного шлаку ... ... 0,0215 кг;
- Вапняку ... ... ... ... .... 0,001 · х кг
Σ 0,0225 + 0,001 · х кг
Зміст FeO і Fe 2 O 3 з урахуванням експериментальних даних прийнято рівним відповідно 20% і 7%
Кількість шлаку по розплавлення
L ш = 0,262 · L ш + 5,327 + 0,5747 · х (7)
Друге рівняння складаємо по основності шлаку 1 періоду, яку приймемо 1,8, тоді:
(1,339 + 0,53 · х) / (2,362 + 0,02 · х) = 2,0
х = 6,908
Маса шлаку складе:
L ш = 5,327 + 0,5747 · 6,908 / 0,738 = 12,6 кг.
Розрахуємо кількість і склад шлаку періоду розплавлювання:
SiO 2 ... ... ... ... ... ... ... 2,362 + 0,02 · 6,908 = 2,50 кг;
Al 2 O 3 ... ... ... ... ... ... .. 0,269 + 0,003 · 6,908 = 0,29 кг;
MnO ... ... ... ... ... ... ... 0,574 = 0,574 кг;
CaO ... ... ... ... ... ... .... 1,339 + 0,53 · 6,908 = 5,000 кг;
MgO ... ... ... ... ... ... ... 0,677 + 0,02 · 6,908 = 0,815 кг;
P 2 O 5 ... ... ... ... ... ... ... 0,083 + 0,0007 · 6,908 = 0,088 кг;
S ... ... ... ... ... ... ... .... 0,0225 + 0,0001 · 6,908 = 0,023 кг;
FeO ... ... ... ... ... ... ... 0,2 · 12,6 = 2,52 кг;
Fe 2 O 3 ... ... ... ... ... ... .. 0,07 · 12,6 = 0,79 кг.
Σ L ш = 12,6
Баланс заліза 1 періоду плавки наведено в таблиці 6.
Кількість оксидів заліза
0,357 + 1,886 = 2,243 кг.
Витрата кисню на окиснення заліза до Fe 2 O 3
0,357 · 48/112 = 0,153 кг.
Витрата кисню на окиснення заліза до FeO
1,886 · 16/56 = 0,539 кг.
Таблиця 6 - Баланс заліза 1 періоду плавки
| Джерело | З Fe 2 O 3, кг. | З FeO, кг. |
| 1 | 2 | 3 |
| Доломіт | 0,0025 | - |
| Магнезітохроміт | 0,0140 | - |
| Вапняк | 0,01 | - |
| Окалина скрапу | 0,017 | 0,080 |
| Разом | 0,1965 | 0,080 |
| Міститься в шлаку | 0,553 | 1,966 |
| Переходить в сталь | 0,357 | 1,886 |
1,886 · 16/56 = 0,539 кг.
Так як в перший період виділяється багато З, то окислювальна здатність печі буде невеликий, її можна прийняти 5 кг / м 2 · год
Приймемо площа поду однієї ванни 54 м 2, тоді тривалість процесу буде 2,9 години.
Кількість кисню, що надійшов з атмосфери:
5 · 54 · 2,9 · 100/250000 = 0,31 кг/100 кг.
Необхідна кількість чистого кисню:
3,408 + 0,153 + 0,539 - 0,31 - 0,0735 = 3,716 кг.
Коефіцієнт засвоєння подається в ванну кисню 90%
Витрата технічного кисню:
3,716 · 22,4 / 0,95 · 0,9 · 32 = 3,04 м 2 / 100 кг.
На 1 тонну металошихти буде потрібно 3,04 м 3 / т технічного кисню.
Витрата чистого кисню
3,716 · 22,4 / 32 = 2,601 м 3
Витрата чистого кисню з урахуванням коефіцієнта засвоєння:
2,601 / 0,9 = 2,89 м 3
4,34 · 0,1 = 0,304 м 3 (0,434 кг)
Кількість неусвоенного азоту:
4,34 · 0,05 = 0,152 м 3 (0,217 кг)
Кількість технічного кисню, що надходить у ванну:
3,716 + 0,217 + 0,304 = 2,966 м 3 (4,237 кг)
Корольков в шлаку буде 10% від маси шлаку
12,6 · 0,05 = 1,26 кг.
Вихід металу після 1 періоду плавки:
М ж.ст = М М.Ш. - (М М.Ш. / 100) [(Δ [С] + Δ [Mn] + Δ [Р]) - М ж.шл-М к-М Б.Д . q (8)
де М ж.ст - маса рідкої сталі, кг;
М м.ш - маса металошихти, кг;
Δ [] - чад домішок, кг;
М ж.шл - маса шлаку, кг;
М к - маса корольків, кг;
М б.д. - маса бурого диму, кг.
М ж.ст. = 100 - (1,8 + 0,683 + 0,445 + 0,034) - 2,243 - 0,524 - 0,35 - 1,26 - 1,5 =
= 91,16 кг.
Виділиться СО 2 з матеріалів:
- Вапняку ... ... ... ... ... .... 2,867;
- Доломіту ... ... ... ... ... ... ... 0,030.
Σ 2,897
Виділиться Н 2 О з матеріалів:
- Забруднень скрапу ... ... .. 0,115;
- Вапняку ... ... ... ... ... .... 0,060;
- Доломіту ... ... ... ... ... ... ... 0,026
Σ 0,201
Матеріальний баланс 1 періоду плавки представлений в таблиці 7.
Таблиця 7 - Матеріальний баланс 1 періоду
| Надійшло | Отримано | ||
| Джерела | Маса, кг | Джерела | Маса, кг. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Металошихти | 100,00 | Металу | 91,16 |
| Вапняку | 6,908 | Шлаку | 12,60 |
| Магнезітохроміт | 0,20 | Корольки | 0,350 |
| Доломіт | 1,20 | СО | 4,2 |
| Кисень з атмосфери | 0,31 | СО 2 | 2,897 |
| Технічний кисень | 4,237 | Н 2 О | 0,201 |
| Неусвоенного кисню | 0,434 | ||
| N 2 | 0,217 | ||
| Fe 2 O 3 в бурий дим | 0,69 | ||
| Разом | 112,155 | Разом | 112,746 |
Витрата кисню і кількість окислів домішок під час доведення в таблиці 8
Таблиця 8 - Витрати кисню і кількість окислів у період доведення, кг.
| Окислення | Чад домішок | Витрата кисню | Маса оксиду |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| C → CO | 0,930 | 1,240 | 2,17 |
| Si → SiO 2 | - | - | - |
| Mn → MnO | 0,12 | 0,032 | 0,142 |
| P → P 2 O 5 | 0,010 | 0,013 | 0,029 |
| Fe → в дим | 0,0018 | 0,0018 | 0,0036 |
| Fe → в дим | 0,365 | 0,137 | 0,502 |
| Разом | 1,41 | 2,306 | 3,716 |
Таблиця 9 - Визначення кількості складових шлаку періоду доведення, кг.
| Дже-ники | SiO 2 | Al 2 O 3 | MnO | MgO | CaO | P 2 O 5 | S | FeO | Fe 2 O 3 | Σ |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | 11 |
| Шлаки періоду розплив-тичних | 2,500 | 0,290 | 0,57 | 0,81 | 5,000 | 0,088 | 0,023 | 2,52 | 0,79 | 12,6 |
| Магне-Зіто-хроміт | 0,006 | 0,004 | - | 0,06 | 0,002 | - | - | - | 0,011 | 0,10 |
| Метал-лошіхта | - | - | 0,14 | - | - | 0,023 | - | 0,40 | 0,074 | 0,63 |
| Додати-ка з-вести | 0,046 | 0,007 | - | 0,04 | 1,117 | 0,001 | - | - | 0,005 | 1,22 |
| Разом | 2,552 | 0,301 | 0,71 | 0,92 | 6,119 | 0,112 | 0,025 | 2,92 | 0,88 | 14,6 |
Основність шлаку дорівнює:
41,91 / 17,48 = 2,4
Вихід металу:
М ж.ст. = 91,16 - 1,41 - 0,311 - 0,0518 - 14,577 · 0,05 + 0,27 = 88,68 кг.
Кількість [FeO], що утворився за рахунок окислення заліза в другому періоді плавки
[FeO] = 2,92 - 1,886 = 1,034 кг.
Кількість [Fe 2 O 3], що утворився за рахунок окислення заліза в другому періоді плавки
[Fe 2 O 3] = 0,531 - 0,357 = 0,174 кг.
Витрата кисню на окиснення заліза до [FeO]
1,034 · 16/72 = 0,230 кг.
При цьому окислиться заліза
1,034 - 0,230 = 0,804 кг.
Витрата кисню на окиснення заліза до [Fe 2 O 3]
0,174 · 48/160 = 0,052 кг.
При цьому окислиться заліза
0,174 - 0,052 = 0,122 кг.
Кількість корольків в шлаку приймемо 5%
14,577 · 0,05 = 0,729 кг.
Кількість кисню, що надійшов з атмосфери
5 · 54 · 100/250000 = 0,108 кг.
Кількість кисню, яке пішло на окислення елементів:
Про Σ = О З + О Mn + O P + O Fe шл + О Fe пил (9)
Про Σ = 2,306 + 0,230 + 0,052 + 0,027 = 2,615 кг.
Кількість кисню, яке треба подати через фурми:
2,615 - 0,108 = 2,507 кг.
Необхідна кількість технічного кисню
2,507 · 22,4 / 0,95 · 32 · 0,9 = 2,053 м 3 / 100 кг.
Кількість неусвоенного кисню
2,053 · 0,1 = 0,2053 м 3
Кількість азоту
2,053 · 0,05 = 0,103 м 3
Матеріальний баланс другого періоду плавки представлений в таблиці 10.
Таблиця 10 - Матеріальний баланс другого періоду плавки
| Надійшло | Отримано | ||
| Джерела | Маса, кг | Джерела | Маса, кг. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Метал | 91,160 | Сталь | 88,680 |
| Продовження таблиці 10 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Шлак | 12,600 | Шлак | 14,577 |
| Магнезітохроміт | 0,100 | Корольки | 0,729 |
| Доломіт | 0,300 | Бурий дим | 0,502 |
| Кисень з атмосфери | 0,108 | Гази СО | 2,170 |
| Технічного кисню | 2,930 | СО 2 | 0,183 |
| Вапна | 1,314 | N 2 | 0,103 |
| О 2 | 0,205 | ||
| SO 2 | 0,0036 | ||
| Разом | 108,512 | Разом | 107,235 |
Таблиця 11 - Матеріальний баланс всієї плавки, кг.
| Надійшло | Отримано | ||
| Джерела | Маса, кг | Джерела | Маса, кг. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Металошихти | 100,00 | Сталь | 88,68 |
| Магнезітохроміт | 0,300 | Втрати з корольками | 1,07 |
| Доломіт | 1,500 | Шлак | 10,228 |
| Кисень з атмосфери | 0,418 | Бурий дим | 1,192 |
| Технічний кисень | 6,967 | Гази СО | 6,370 |
| Вапна | 1,314 | СО 2 | 3,080 |
| Вапняк | 6,908 | N 2 | 0,337 |
| O 2 | 0,707 | ||
| H 2 O | 0,201 | ||
| Продовження таблиці 11 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Разом | 117,407 | Разом | 116,226 |
Тепловий баланс робочого простору Двохванний печі розраховується для однієї камери (розрахунок ведемо на всю плавку)
Прихід тепла
Фізичне тепло чавуну
Фізичне тепло чавуну обчислюється за формулою:
Q чуг = М чуг · [З ТБ · t пл + q + C жид · (t жид - t пл] (10)
де Q чуг - фізичне тепло чавуну, кДж;
З ТБ - середня питома теплоємність твердого чавуну, кДж / (кг · єС);
t пл - температура плавлення чавуну, єС;
q - прихована теплота плавлення, кДж / кг;
C жид - середня питома теплоємність рідкого чавуну, кДж / (кг · єС);
t жид - температура рідкого чавуну, єС.
Q чуг = 250000 · 0,65 · [0,178 * 1200 + 52 + 0,2 (1350 - 1200)] = 201,267 кЛж
Тепло шлакоутворення
SiO 2 → (CaO) 2 · SiO 2 ... ... ... ... ... .... 0,69 · 60 · 554 · 2500/28 = 2,05 · 10єккал
Р 2 О 5 → (СаО) 3 · (Р 2 О 5) ... ... ... ... ... .. 0,045 · 142 · 1132 · 2500/62 = 0,292 · 10єккал
Σ Q шл = 2,342 · 10єккал
Фізичне тепло скрапу
Q скр = 0,112 · 20 · 35 · 2500 = 0,169 · 10 6 ккал
Тепло екзотермічних реакцій
Тепло екзотермічних реакцій визначається за формулою:
Q прим = ΔН 1 · ΔС 1 · 2500 (11)
де Q екз - тепло, що виділяється екзотермічними реакціями, 10 6 ккал
ΔН 1 - тепловий ефект хімічної реакції, 10 6 ккал
ΔС 1 - зміна концентрації i-го компонента, кг.
Таблиця 12 - Тепло екзотермічних реакцій, 10 6 ккал
| З → СО | (1,8 + 0,93) · 8134 · 2500 = 55,535 |
| Si → SiO 2 | 0,69 · 7423 · 2500 = 12,8 |
| Mn → MnO | 0,565 · 1758 · 2500 = 2,48 |
| P → P 2 O 5 | 0,045 · 5968 · 2500 = 0,670 |
| Fe → Fe 2 O 3 (у дим) | (0,5 + 0,503) · 1758 · 2500 = 3,53 |
| Fe → Fe 2 O 3 (у шлак) | (0,357 + 0,074) · 1758 · 2500 = 1,89 |
| Fe → FeO | (0,4 + 1,886) · 1150 · 2500 = 6,57 |
Разом: ΣQ прим = 3,53 + 1,89 + 6,57 + 0,67 + 2,48 + 12,8 + 55,54 = 82,89 · 10 6 ккал
Хімічне тепло природного газу
Витрата природного газу приймаємо за х і визначаємо хімічне тепло природного газу за формулою:
Q пр.газ = ΔН пр.газ · 2500 · х (12)
де Q пр.газ - хімічне тепло природного газу, МДж;
ΔН пр.газ - тепловий ефект реакції горіння природного газу, 10 6 ккал / м 3;
х - витрата природного газу, м 3.
Q пр.газ = 8291 · х
Витрата тепла
Фізичне тепло стали
Фізичне тепло стали визначається за формулою:
Q ст = М ст · [З ТБ · t пл + q + C жид · (t жид - t пл], (13)
де Q ст - фізичне тепло стали, кДж;
М ст - маса сталі, кг;
З ТБ - середня питома теплоємність твердої сталі, кДж / (кг · єС);
t пл - температура плавлення сталі, єС;
q - прихована теплота плавлення сталі, кДж / кг;
C жид - середня питома теплоємність рідкої сталі, кДж / (кг · єС);
t жид - температура рідкої сталі, єС.
Температура плавлення сталі визначається за формулою:
t пл = Т лик - 80 · [% С], (14)
де Т лик - температура ліквідусу, єС;
[% С] - вміст вуглецю в металі, масова частка,%
t пл = 1539 - 80 · (0,04) = 1536єС
Q ст = [0,167 · 1536 + 65 + 0,2 · (1600 - 1536)] · 88,68 · 2500 = 74,12 10 Червня ккал
Фізичне тепло шлаку і корольків
Фізичне тепло шлаку визначається за формулою:
Q шл = (0,298 · 1550 + 50) · 12,6 · 2500 + (0,298 · 1630 + 50) · 1,98 · 2500 +
+ (2,298 · (1630 - 1550) + 50) · 12,6 · 2500 = 21,10 · 10 6 ккал
Тепло, що буря продуктами горіння.
Приймаються температуру відхідних газів рівної 1650єС
СО 1650х · 0,569 · 0,974 = 914,4 х
Н 2 О 1650х · 0,444 · 1,925 = 1410х
N 2 1650х · 0,347 · 0,332 = 190х
Q пр.г. = 2514,4 · х
Тепло на розкладання вапняку
Q изв = 6,908 · 2500 · 425 = 7,34 · 10 6 ккал
Тепло на випаровування вологи і нагрів пари
Q ісп = (1 · 100 + 539 + 0,444 · 1650 · 22,4 / 18 - 0,36 · 100 · 22,4 / 18) · 2500 ·
· 0,201 = 0,76 · 10 6 ккал
Тепло для нагріву СВ виділяється з ванни
Q СО = 0,569 · 1650 · 6,37 · 2500 · 22,4 / 28 = 11,96 · 10 6 ккал
Тепло для нагріву СО 2 і SO 2 виділяються з ванни
Q СО2, SO2 = 0,569 · 3,08 · 2500 · 22,4 / 44 + 0,569 · 1650 · 0,0036 · 2500 · 22,4 / 64 =
= 3,68 · 10 6 ккал
Тепло для нагріву неусвоенного N і О
Q неусв. = 0,347 · 1650 · 2500 · 0,337 · 22,4 / 28 + 0,368 · 1650 · 2500 · 0,707 · 22,4 / 32 = = 1,13 · 10 6 ккал
Тепло, що буря бурим димом
Q Б.Л. = (0,294 · 1650 + 50) · 1,192 · 2500 = 1,59 · 10 6 ккал
Втрати тепла на охолодження печі
Витрати води на одну кришку 6 м 3 / год тоді на три кришки 6 · 3 = 18 м 3 / ч.
Витрата води на стовпчики 2 · 6 = 12 м 3 / год, на амбразуру шлакової льотки 4 м 3 / ч.
Разом води на охолодження печі 34 м 3 / ч.
Q охл.п. = 34000 · 20 · 4,3 = 2,9 · 10 6 ккал
Тепло на охолодження кисневих фурм
Q охл.к.ф. = 3 · 2,43 · 0,2 · 4,2 · 300000 · 3,14 = 5,76 · 10 6 ккал
Тепло на охолодження рам завалочних вікон і п'яткових балок
Витрата води дорівнює 3,6 м 3 / ч. Вихід пари складає 90%, тобто 3,6 · 0,9 =
= 3,24 м 3 / ч.
Нагрівання води на 90єС зажадає тепла
Q З.О., п.б. = (3,6 - 3,24) · (90 - 20) · 1000 · 4,3 = 0,1 · 10 6 ккал
Втрати тепла на отримання пара
Q підлогу. пара = [(100 - 20) + 535 + 0,36 (150 - 100) · 22,4 / 18] · 3,24 · 1000 · 4,3 =
= 8,9 · 10 6 ккал
Таким чином, втрати тепла на охолодження робочого простору
Q раб.пр = Q охл.п. + Q охл.п.ф. + Q з.о, п.б. + Q пол.пара = 17,76 · 10 6 ккал
Втрати тепла через кладку приймаємо 4%
Q кл = 0,04 (133,46 · 10 6 + 8291х) = 5,34 · 10 6 + 331,64 х
Втрати тепла через вікна і вічка 0,95%
Q ОКН = 0,0096 (133,46 · 10 6 + 78,76 · х
Втрати тепла на дисоціацію Н 2 О і СО 2 рівні 0,5%
Q дис = 0,005 · 82911 · х
Втрати тепла з вибивається газами становлять 0,4%
Q виб = 0,004 · 82911 · х = 33,16 х
Повний витрата тепла
Q расх = Q виб + Q дис + Q ОКН + Q кл + Q раб.пр. + Q Б.Л. + Q неусп + Q CO 2, SO 2 +
+ Q C О + Q ісп + Q пр.г. + Q шл + Q ст (15)
Q расх = 146,64 + 2999,42 · х
Q прих = Q расх (16)
133,46 · 10 6 + 82,9 х - 146,64 · 10 6 + 2999,42 х
х = 2490 - витрати природного газу на плавку
Тепловий баланс плавки наведено в таблиці 13.
Таблиця 13 - Тепловий баланс робочого простору камери Двохванний печі
| Прихід тепла | Витрата тепла | ||
| Статті витрат | Кількість тепла, 10 6 ккал | Статті витрат | Кількість тепла, 10 6 ккал. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Фізичне тепло чавуну | 48,035 | Фізичне тепло стали | 74,12 |
| Продовження таблиці 13 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Тепло екзотермічних реакцій | 82,890 | Фізичне тепло шлаку з корольками | 21,99 |
| Фізичне тепло скрапу | 0,196 | Тепло на розкладання вапняку | 7,34 |
| Тепло шлакоутворення | 2,340 | Тепло продуктів горіння | 6,26 |
| Тепло від спалювання природного газу | 20,640 | Нагрівання води та випаровування вологи | 0,76 |
| Тепло на нагрів газів | 16,77 | ||
| Тепло, що буря бурим димом | 1,59 | ||
| Втрати тепла на охолодження (через кладку, випромінюванням, дисоціацію, з газами) | 25,58 | ||
| Разом | 154,311 | Разом | 154,410 |
Для зменшення часу плавки необхідно посилити якість і скоротити час завантаження брухту за рахунок кращої організації завалки. Проводити більш ретельне сортування брухту і збільшувати насипну щільність.
Періоди плавки:
- Заправка - 10 хв.
- Завалка - 25 хв.;
- Прогрів - 40 хв.;
- Злив - 15 хв.;
- Плавлення - 35 хв.;
- Доведення - 40 хв.;
- Випуск - 15 хв.;
Разом: Σ = 180 хв.
2.2.1 Заправка печі магнезитовим порошком
Заправку печі виробляють магнезитовим порошком або обпаленим доломітом під час випуску плавки / 11 /.
З метою безпеки при заправці печі об'ємна витрата кисню на продувку в сусідній ванні знижують до 4000 - 4500 м 3 / ч.
Заправку печі вище шлакового пояса суміщають з періодом доведення попередньої плавки. Загущення шлаку заправними матеріалами не допускається.
Заправку шлакового пояса печі виробляють під час випуску, починаючи з задньої стінки навпроти середнього завалочне вікна з таким розрахунком, щоб не засипати горловину сталевипускного отвори.
Відновлення робочого шару стін і укосів нижче шлакового пояса проводять після повного видалення металу і шлаку з печі, не допускаючи попадання значної кількості матеріалів на подину печі.
Завалку агломерату або руди (1-2 мульди) в середнє вікно починають після того, як сталевар попередить підручних, що знаходяться у сталевий льотки і переконається в її чистоті. Відстань від агломерату (руди) до козирка льотки має бути приблизно 100 мм.
2.2.2 Завалка і прогрів шихти
Починати завалку за наявності на подині застою глибиною більше 150 мм забороняється.
Шихтові матеріали подають до печі до початку випуску плавки. Завалку шихти роблять у наступній послідовності: легкий брухт, вапно або вапняк, великоваговий брухт. В останню чергу завалюють бій виливниць і твердий чавун. Завалку металобрухту проводять рівномірно в кожне вікно без освіти горбів, особливо під кисневими фурмами.
Після завалки шихти виробляють відштовхування брухту від передньої стінки і підсипку порогів доломітом або подрібненим вапняком крупністю 10-50 мм. Не допускається попадання скрапін і дрібного металобрухту на пороги.
У разі необхідності (при високій подині) перед підсипанням порогів роблять гребінці з обпаленого доломіту магнезитового порошку
Перед заливанням чавуна шихта повинна бути добре прогріта. Ознакою нормального прогріву є осідання легковісного брухту і легке розплавлення кромок великовагового брухту. Прогрівання не повинен призводити до місцевого закозленію шихти. При затримках в періоди завалки і прогрівання необхідно скоротити теплове навантаження, не допускаючи оплавлення шихти.
2.2.3 Заливка чавуну
Після прогріву шихти встановлюють заливний жолоб і заливають чавун. Дозволяється на 10 хвилин до заливки чавуну подавати на металевий брухт кисень через кисневі фурми до 4000 м 3 / год для проплавлення "колодязів". При цьому фурми повинні перебувати на мінімальній відстані від поверхні брухту. Забороняється опускати фурми безпосередньо на шихту, тому що це може призвести до прогару фурм.
Заливання чавуну виробляють в середнє вікно. Під час заливання чавуну через кисневі фурми подають кисень до 4000 м 3 / ч. При перегріві шихти або у випадку перегріву при зливі чавуну більш, ніж на 20 хвилин, у уникнення бурхливих реакцій в печі і викидів шлаку на робочий майданчик, подача кисню на кисневі фурми повинна бути зменшена до рівня, що забезпечує спокійний плин плавки без бурхливих реакцій і викидів шлаку. Поданий чавун зливають повільно.
2.2.4 Плавлення чавуну
Початком періоду плавлення вважають момент закінчення заливання чавуну. Продування ванни киснем здійснюють трьома фурмами. Головки фурм під час продувки розташовують на межі розділу шлак-метал. Установку фурм за вказівником положення фурм і візуально. Протягом всього періоду продувки сталевар систематично перевіряє стан і стан фурм для своєчасного виявлення течі води. У разі неможливості опустити фурми на кордон шлак-метал із-за наявності твердої шихти, яка виступає над поверхнею, об'ємна витрата кисню скорочують до 4000 - 5000 м 3 / ч.
Спуск шлаку виробляють через поріг середнього завалочне вікна. Загальний обсяг спущеного шлаку повинен бути 0,5 - 1 обсягу чаші. Через 40 хвилин після заливки чавуну відбирають першу пробу металу і шлаку на хімічний аналіз і вводять термоелектричний перетворювач безперервного вимірювання температури рідкої сталі. Допускається вимірювати температуру рідкої сталі термоперетворювачами разового короткочасного занурення. Перед відбором проб та вимірюванням температури металу термоперетворювачами разового занурення інтенсивність продувки ванни киснем повинна бути знижена до 4000 м 3 / ч.
При наявності бурхливих реакцій в печі відбір проб металу і шлаку та вимірювання температури металу термоперетворювачами разового занурення забороняється. При бурхливому вскипании ванни підняти продувні фурми, відключити кисень, відключити газокисневі пальника, якщо вони були в роботі.
Після відбору першої проби металу в разі потреби до печі повинні бути подані агломерат і вапняк в кількості 4-5 тонн кожного.
Момент розплавлення умовно записують у паспорт плавки при досягненні температури металу не нижче 1500єС. При цій температурі масова частка вуглецю в металі повинна становити не менше 0,8%. Якщо ця умова не виконується, то дозволяється передув ванни і нагрівання металу до заданої температури з наступним науглероживанием металу в ковші до заданого змісту вуглецю в готовому металі.
Основність шлаку по расплавлении ванни повинна бути не нижче 1,8. При незабезпеченні по расплавлении необхідної основності шлаку виробляють присадку вапна (вапняку).
2.2.5 Доведення чавуну
Оптимальним ходом процесу доведення плавки вважається такою, коли продування ванни киснем ведеться без перерв усіма фурмами і без присадок матеріалів у піч, при цьому температура металу на випуску повинна забезпечувати нормальну його розливання.
У разі необхідності регулювання швидкості окислення вуглецю і швидкості нагріву металу здійснюють зміною інтенсивності продувки і положення кисневих фурм.
При перегріві металу в піч присаживают агломерат або вапняк, рекомендується вводити їх у співвідношенні 1:1. При цьому враховують, що при присадке 1 тонни агломерату температура металу знижується на 30єС, вапняку - на 20єС, а підйом температури металу становить 10-15єС при вигоранні 0,1% вуглецю.
При температурі металу 1580єС і більше охолодження ванни рекомендується робити тільки вапняком.
По ходу доведення через кожні 15-20 хвилин відбирають проби металу для контролю масової частки вуглецю, фосфору, сірки, марганцю, хрому, нікелю, міді. Дозволяється відбір меншої кількості проб, але не менше 2; за умови забезпечення заданого хімічного складу готової сталі. При необхідності вживають заходів для забезпечення заданої масової частки фосфору і сірки в сталі - спуск шлаку їм наводка нового присадками у ванну сухих вапна, вапняку, плавикового шпату. Присадка всіх матеріалів у піч повинна бути закінчена не пізніше, ніж за 10 хвилин до випуску плавки. При передувкою металу дозволяється під час випуску плавки присадка сухого прокаленного доломіту з порогів печі для зниження активності шлаку.
При зниженні масової частки вуглецю по ходу продувки до 0,3%, об'ємна витрата кисню на продувку рекомендується знижувати до 3000 - 4000 м 3 / ч.
Контроль температури металу виробляють за допомогою установок безперервного вимірювання температури, при їх наявності в цеху. Дозволяється вимірювання температури виробляти термоперетворювачем короткочасного разового занурення не менше трьох разів за період.
Температура металу перед випуском повинна бути при безперервному вимірі 1630єС. При разовому вимірі температура повинна бути на 10єС вище.
Продування металу закінчують не пізніше, ніж за 5 хвилин до випуску плавки. Закінченням продувки вважають підйом фурм над рівнем шлаку на 1 - 1,5 м, інтенсивність подачі кисню при цьому зменшують до 3000 - 4000 м 3 / ч.
Масова частка окислів заліза в шлаку перед випуском не регламентується. Основність кінцевого шлаку мусить бути не менше 2,0.
2.2.6 Десульфурація сталі з використанням ТШС
Існує цілий ряд матеріалів і способів їх введення в ківш, головними з яких є: обробка розплаву рідкими синтетичними шлаками, використання металевого кальцію і сплавів на його основі, ежекції дрібнодисперсних спеціальних шлакових сумішей, а також застосування кускових твердих шлакообразующих. Найбільш простим і порівняно легко організовуваним способом в умовах сформованої технології в існуючих цехах є використання кускових твердих шлакоутворюючих сумішей (ТШС).
У процесі легування сталь потрапляє в марочні межі по всіх елементах, крім вуглецю і сірки. Необхідно вжити заходів щодо десульфурації сталі і введення вуглецю.
Для десульфурації існує цілий ряд матеріалів і способів їх введення в ківш, головними з яких є: обробка розплаву рідкими синтетичними шлаками, використання металевого кальцію і сплавів на його основі, ежекції дрібнодисперсних спеціальних шлакових сумішей, а також застосування кускових твердих шлакообразующих.
Найбільш простим і порівняно легко організовуваним способом в умовах сформованої технології в існуючих цехах є використання кускових твердих шлакоутворюючих сумішей (ТШС) / 12 /.
Розрахунок десульфурації сталі з використанням ТШС проводиться на 100 кг. сталі. Для початку необхідно оцінити масу і склад сформувався в ковші шлаку.
Маса сталі в ковші 250 т.
Далі оцінюються складові, що вносяться ТШС. Витрата ТШС приймається 15 кг / т або 1,5 кг/100 кг. сталі; складу - 75% вапна; 25% плавикового шпату.
Отже, ТШС внесе вапна: 1,5 · 0,75 = 1,125 кг.
Склад вапна приймається наступний, мас. частки%: СаО - 85; MgO - 8; SiO 2 - 2; п.п.п - 5.
Отже, вапно внесе в шлак, кг:
- СаО ... ... ... ... ... ... ... ... .... 1,125 · 0,85 = 095;
- MgO ... ... ... ... ... ... ... ... ... 1,125 · 0,08 = 0,09;
- SiO 2 ... ... ... ... ... ... ... ... ... 1,125 · 0,02 = 0,022.
Далі оцінюються складові, що вносяться пічним шлаком. Приймається, що в ківш потрапляє пічної шлак у кількості 6 кг / т сталі або 0,6 кг/100 кг. металу.
Склад пічного шлаку в печі на випуску, масив. частки,%.
СаО - 47,9; SiO 2 - 18,57; FeO - 12,9; MnO - 1,7; MgO - 8,5; P 2 O 5 - 0,88; Al 2 O 3 - 2,44.
Отже, пічний шлак внесе, мас. частки, кг.
CaO - 0,28; SiO 2 - 0,11; FeO - 0,07; MnO - 0,02; MgO - 0,05; P 2 O 5 - 0,005; Al 2 O 3 - 0,01.
Кількість і склад шлаку представлені в таблиці 14.
Таблиця 14 - Кількість та склад шлаку, кг.
| Джерела шлаку | CaO | SiO 2 | FeO | MnO | MgO | Al 2 O 3 | СаF 2 | Разом |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 |
| Продукти розкислення | 0,680 | |||||||
| ТШС | 0,95 | 0,022 | 0,09 | 0,375 | ||||
| Пічний шлак | 0,28 | 0,110 | 0,07 | 0,02 | 0,05 | 0,005 | 0,010 | |
| Усього внесено в ківш | 1,23 | 0,132 | 0,07 | 0,02 | 0,14 | 0,685 | 0,385 | 2,66 |
| Склад шлаку в ковші, мас. частки,% | 46,20 | 4,960 | 2,63 | 0,75 | 5,26 | 25,75 | 14,470 | 100,00 |
де а 0 - активність кисню в сталі можна визначити з наступного рівняння
lgf s = 0,11 · 0,04 + 0,063 · 0,36 + 0,29 · 0,014 - 0,026 · 0,58 - 0,028 · 0,032 = 0,055
де а Al - активність алюмінію в сталі
а Al 2 O 3 - активність глинозему в утворюється шлакової фазі
До Al · a Al2O3 = K 'Al (19)
Константа K 'Al наближено визначена і дорівнює:
- Для шамотної футеровки K 'Al = 10 -12;
- Для високоглиноземисті футеровки K 'Al = 10 -13
Допускаючи, що а Al ≈ [Al] = 0,025, отримаємо вираз для визначення а Про
Приймаючи футеровку ковша високоглиноземисті (К 'Al = 10 -13)
L s = 57
Вміст сірки в ковші визначається за рівнянням:
де λ - кратність шлаку, λ = 0,029
Ступінь десульфурації визначається за рівнянням:
2.2.7 Розкислення і легування стали
Попереднє розкислення металу виробляють в ковші, безпосередньо під час випуску, присадкою алюмінію для зняття переокислення металу і виробляють коксування вдуванням коксової дрібниці під струмінь. Випуск металу проводиться при досягненні температури не нижче 1630єС. При випуску металу з печі виробляється відсічення шлаку за допомогою скріммерного жолоба.
Присадка феросплавів в ківш під час продувки дозволяє досягти більшої їх економії за рахунок більш високого рівня засвоєння легуючих елементів, що досягає для більшості елементів за численними літературними даними величини більше 90%.
При випуску металу з печі вміст вуглецю в сталі одно 0,04. За змістом вуглецю за емпіричною формулою легко знайти масову частку розчиненого кисню в сталі [Про].
а О = \ 0,00252 + 0,0032 / [С] (23)
де [С] - вміст вуглецю в металі перед випуском з печі,
масою. частки,%
а О = [Про] (24)
[Про] = 0,00252 + 0,0032 / 0,4 = 0,011%
Розкислення стали алюмінієм проходить по реакції:
2 [Al] + 3 [O] = (Al 2 O 3) (25)
K = a 2 Al · a 3 o / a A1203 (26)
a 2 Al · a 3 o = K · a A1203 ≈ K '
де a Al і ao - активності алюмінію і кисню в металі;
К - константа рівноваги реакції;
a A 1203 - активність глинозему в шлакової фазі.
При перетворенні чистого Al 2 O 3 можна прийняти a A 1203 = 1
Для зв'язування 0,011% кисню потрібно алюмінію 0,012%.
У процесі випуску металу основне завдання зводиться до того, щоб розкислювати сталь. Тому на випуску вводимо чушкового алюмінію, з урахуванням чаду 30% в кількості 0,017 кг/100 кг сталі або 42,5 кг / плавку.
Для науглероживания будемо застосовувати коксик наступного складу:
S - 0,05%, C - 82%
Коксик = 1000 · (0,36 - 0,04) / 82 · 0,5 = 7,8 кг / т.
На всю виплавку необхідно 1950 кг. Внесе S = 0,00039%
У процесі позапічної обробки легіруем ферромарганцем ФМі75, ферросилицием ФС85, феррохром ФХ800 (хімічний склад ферросалавов наведено в таблиці 15). Феросиліцій, ферохром і феромарганець сідають в ківш під час продувки.
Таблиця 15 - Хімічний склад феросплавів
| Феросплав | Масова частка елементів,% | |||||||
| З | Mn | Si | Cr | S | P | H | N | |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 |
| ФC 75 | 0,1 | - | 65,0 | - | 0,03 | 0,05 | 0,0008 | 0,001 |
| ФМн 75 | 7,0 | 76,0 | 2,0 | - | 0,03 | 0,45 | 0,0020 | 0,020 |
| ФГ 800 | 0,5 | 2,0 | 2,0 | 65 | 0,05 | 0,08 | 0,0005 | 0,004 |
Необхідну кількість масових часток елементів у готовій сталі: марганцю -0,6%, кремнію - 0,28%, вуглецю - 0,36%, сірки - 0,015%, фосфору - 0,015%, хром - 0,9%.
Необхідна кількість феросплавів для легування стали визначаємо за формулою:
ФСпл = М · Δ [Ел] / η · з (27)
де ФСпл - кількість введеного феросплаву, кг / т сталі;
М - маса металу, кг;
Δ [Ел] - масова частка елемента, яку необхідно внести,%;
η - ступінь засвоєння феросплаву;
с - вміст елемента в феросплави, мас. частки,%
Потрібно внести з ферромарганцем 0,592% марганцю. Ступінь засвоєння феромарганцю в ковші становить 95%. Необхідна кількість феромарганцю
ФМн 75 = 1000 · 0,592 / 0,95 · 76 = 8,0 кг / т сталі;
ФМн 75 = 8,0 кг / т рідкої сталі або 2000 кг. на плавку.
Потрібно внести з ферросилицием 0,28% кремнію. Ступінь засвоєння феросиліцію в ковші при пульсуючого продувці становить 92%. Необхідна кількість феросиліцію
ФС75 = 1000 · 0,28 / 0,92 · 80 = 3,9 кг / т сталі;
ФС75 = 4,05 кг / т рідкої сталі або 1012,5 кг. на плавку.
Потрібно внести з ферохрому 0,6% хрому. Ступінь засвоєння ферохрому в ковші при продувці становить 98%. Необхідна кількість ферохрому
ФХ800 = 1000 · 0,6 / 0,98 · 65 = 9,41 кг / т сталі
ФХ800 = 9,41 кг / т рідкої сталі або 2352 кг. на плавку.
Кількість внесених елементів з феросплавами показані в таблиці 16.
Таблиця 16 - Кількість внесених елементів з феросплавами
| Феросплав | Зміст внесених елементів, масив. частка,% | |||||
| З | Сr | Мn | Si | S | P | |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 |
| ФМн75 | 0,0570 | - | 0,59200 | 0,016 | 0,00020 | 0,0036 |
| ФХ800 | 0,0090 | 0,6 | - | 0,019 | 0,00050 | 0,0003 |
| ФС75 | 0,0008 | - | 0,0016 | 0,280 | 0,00008 | 0,0002 |
Після легування сталь буде мати хімічний склад, який показаний в таблиці 17.
Таблиця 17 - Хімічний склад сталі після легування і науглероживания
| З | Mn | Si | P | S | Cr |
| 0,42 | 0,68 | 0,315 | 0,015 | 0,0127 | 0,9 |
2.2.8 Зміна температури в процесі позапічної обробки металу
У процесі виробництва сталі без додаткового підігріву на технологічних стадіях між випуском металу і розливання на МБЛЗ, температура металу весь час зменшується.
Температуру металу в печі перед випуском можна знайти із співвідношення
Т вип = Т 1 + Т 2 + Т 3 + Т 4 + Т 5 (28)
де Т 1 - падіння температури сталі при випуску з печі, єС;
Т 2 - падіння температури сталі при транспортуванні стальковша до стенду
продувки, єС;
Т 3 - падіння температури сталі при продувці в ковші, єС;
Т 4 - падіння температури сталі при транспортуванні стальковша від стенду до
МБЛЗ, єС;
Т 5 - задана температура в промковше, єС.
Падіння температури при випуску сталі з печі за рахунок випромінювання струменя металу в атмосферу цеху і нагрівання футеровки ковша і введення ТШС становить 60єС.
Падіння температури сталі при транспортуванні стальковша до стенду і від стенду до МБЛЗ можна прийняти рівним 20єС.
При продуванні і з урахуванням введення феросплавів температура металу падає на 20єС.
Необхідна температура металу в стальковша перед розливанням
Т С.К = Т лик + Т П.К. + Т кр + 20 (29)
де Т лик - температура ликвидус стали, єС;
Т п.к - температура сталі в промковше, єС;
Т кр - температура в кристалізаторі, єС.
Т лик = 1539 - 79 [С] - 12 [Si] - 5 [Mn] - 25 [S] - 30 [P] + 2,7 [Al] (30)
Т лик = 1539 - 79,0 · 0,17 - 12 · 0,5 - 5 · 1,38 - 25 · 0,04 - 30 · 0,035 + 2,7 · 0,03 =
= 1501єС
Т С.К = 1501 + 10 + 20 + 20 = 1551єС
Тепер легко підрахувати, що без прийняття заходів з додаткового підігріву, температура сталі на випуску з ДПСА повинна складати
Т вип = 60 + 20 + 20 + 1551 = 1650єС
При необхідності сталь підігрівають перед розливанням на МНРС хімічним підігрівом. Хімічний нагрівання - це нагрівання металу тепловим ефектом екзотермічних реакцій окислення елементів, розчинених у розплаві. Основними такими елементами є алюміній і кремній. При окисленні алюмінію температура розплаву може підвищуватися з максимальною швидкістю 2-4єС хв. Недоліками цього методу є значне забруднення стали неметалевими включеннями і невисоким коефіцієнтом корисної дії.
2.2.9 Розробка МБЛЗ
Вибір типу МБЛЗ
Для випуску тонкого листа вибирається заготівля перетином 50 х 1200 мм. Береться час розливання рівне 90 хв., Тому що оптимальний варіант, коли час розливання одно часу плавки в ДПСА.
Знайдемо швидкість розливання. Вона визначається за формулою:
де ω - швидкість розливання, м / хв;
М - маса металу в ковші, кг;
N - кількість струмком;
τ - допустимий час розливання, хв;
ρ - щільність сталі, кг / м 3;
φ - коефіцієнт, що враховує втрати часу при розливанні.
ω = 210 · / (1 · 0,05 · 1,2 · 7,65 · 90) = 5,1 м / хв.
Металургійна довжина машини визначається за формулою:
L = 300 · a 2 · ω (32)
L = 1,1 · 0,05 2 · 5,1 / (2 2 · 0,025 2) = 5,61 м
Виходячи з цього вибираємо вертикальну машину з загином. Управління для оцінки допустимого базового радіусу технологічній осі МБЛЗ записується / 9 /.
Продуктивність МБЛЗ.
Продуктивність МБЛЗ розраховується за формулою:
де Р 1 - пропускна здатність при литві заготовки певного перерізу,
т / рік;
n - кількість плавок в серії при розливанні методом плавка на плавку
(Приймаємо n = 15 плавок);
М - маса металу, т;
Ф - фонд часу роботи МБЛЗ, діб;
τ 1 - час розливання сталі з сталеразливочного ковша, хв;
τ 2 - час підготовки машини до прийому плавки без зміни розмірів злитка,
хв.
Приймаються τ 1 = 90 хв, τ 2 = 40 хв.
Ф = 365 - (Т к + Т пп + Т т), (35)
де Т к - тривалість капітального ремонту установки, 10 діб.;
Т пп - тривалість планово-попереджувальних ремонтів, 17 сут.;
Т т - тривалість поточних ремонтів, 30 сут.
Тоді
Ф = 365 - (10 + 17 + 30) = 308 діб.
Продуктивність МБЛЗ дорівнює:
3 Спеціальна частина
3.1 Дослідження в умовах сталеплавильного виробництва
Продування сталі в ковші інертним або нейтральним газом стала обов'язковим елементом технології виплавки сталі в різних сталеплавильних агрегатах. За допомогою цього методу вирішують досить велике коло питань, таких, як часткова дегазація, видалення включень, перемішування, усереднення складу, тонке регулювання температури перед безперервної розливанням і т.д. / 13 /.
Одним з найважливіших результатів позапічної обробки нейтральними газами є поліпшення властивостей твердого металу практично без зміни його складу / 14 /. Так, наприклад, твердий метал після його продувки аргоном характеризується більш високими значеннями модуля пружності, електропровідності і термо-е.р.с, а також зниженими значеннями коерцетівной сили. Дріт, виготовлена з цього металу, витримує більше число скручувань до руйнування, а витривалість металокорду на 27 - 102% більше, ніж з металу не оброблена аргоном / 15 /.
Як вже зазначалося, продування інертним газом здатна істотно знизити вміст неметалевих включень і розчинених у металі газів тільки лише при обробці сталі в ковшах невеликої ємності (20 - 30 тонн). Для отримання низького залишкового вмісту водню при внеагрегатной обробці аргоном необхідна витрата нейтрального газу повинен становити 2-5 м 3 / т / 16 /. Такі витрати можна досягти тільки пру продувці сталі в ковшах малої місткості або газопроникному футеровкой днища. Для великовантажних ковшів це нездійсненно через конструктивних особливостей продувних пристроїв і великої тривалості продувки.
У великовантажному ковші продування стали інертними газами впливає на однорідність хімічного складу. Ця обставина особливо актуально при виробництві високоякісної сталі, разливаемой як на УНР, так і на злитки. Прикладом може служити виробництво низьколегованої сталі для труб великого діаметра «північного виконання». У цьому випадку особливо важливо отримати точно заданий склад готової сталі. Обробка стали інертними газами в даний час отримала найбільш широке поширення. Такий обробці з метою усереднення температури і хімічного складу металу піддається майже вся сталь, розливається на МБЛЗ.
У цілому, основним завданням технології позапічної обробки сталі нейтральними газами є усереднення розплаву за хімічним складом, температурі і дегазації розплаву.
Під терміном «гази в сталі» металурги звичайно розуміють концентрацію в ній водню і азоту. Кисень деякі автори не включають у це поняття у зв'язку з тим, що методи боротьби з ним істотно відрізняються від методів боротьби з воднем і азотом. Однак розробка й освоєння пристроїв для визначення активності кисню в розплаві (актинометри) дало поштовх до ряду досліджень, спрямованих на вдосконалення процесу розкислення сталі / 17 /.
Разом з тим на практиці металурги з певною ефективністю ведуть боротьбу тільки з воднем і киснем. Значні труднощі викликає видалення з розплаву азоту. У ряді робіт / 18 / підтверджується факт нестабільного і незначного видалення азоту при позапічної обробки розплаву нейтральним газом. Зниження вмісту азоту спостерігається тільки при продувці сталей, що містять титан і алюміній, тобто добре розкислення сталі. При обробці неокислених металу аргоном дегазація розплаву не супроводжується видаленням азоту.
Тому було здійснено ряд спроб по реалізації різних методів активізації впливу на розплав. До таких спроб слід віднести обертання фурми з пористими насадками, з реверсом напрямки і заданої циклічністю, накладення ультразвукових коливань у діапазоні 10 2 - 10 2 Гц, застосування дуттєвого пристрою у вигляді сегнерова колеса, що обертається роторного пристрою і горизонтального розташування жолобів під струменями газу в розплаві . Застосування цих методів дещо підвищує ефективність обробки, але значно ускладнюється виготовлення дуттьових пристроїв і знижується надійність їх у роботі.
Слід зазначити, що всі перераховані вище розробки припускають закінчення продувається газу з соплових пристроїв при низькому тиску, а, отже, відносно низьких швидкостях.
Як зазначалося в попередньому розділі, основним параметром, що характеризує можливий рівень рафінування сталі від газів і неметалічних включень є ступінь дисперсності вдуваного нейтрального газу. Описані в літературі дуттьові режими обробки великих обсягів металу / 19 / характеризуються малими питомими витратами газу і, як наслідок, досить невисоким ступенем дисперсності вдуваного газу.
Застосовуваний дутьевой режим обробки сталі у великовантажних ковшах зазвичай характеризується струменевим режимом витікання газу і утворенням пухирців з мінімальним діаметром близько 3-4 х 10 -2 м. Так як при продувці стали інертним газом в струминному режимі міхур формується не безпосередньо на отворі сопла, а на кінці витягнутої струменя (каверни), дроблення вдуваного газу до бульбашок такого розміру відбувається лише частково. Крім того, при цьому можливий і зворотний процес, тому що агломерація бульбашок. Підтвердженням цієї обставини є той факт, що основна маса виходить на поверхню дзеркала металу у вигляді великих бульбашок. Відповідно при таких параметрах продувки і ступеня диспергування газу рівень рафінування сталі в великовантажних ковшах від газів і неметалічних включень, визначається, перш за все, розвиненістю поверхні газ-метал, досить низький. Тому для збільшення міжфазної поверхні газ - метал, дуже низький. Тому для збільшення міжфазної поверхні газ - метал було запропоновано використовувати для продувки стали аргоном (або азотом) у великовантажних ковшах нестаціонарні (або пульсуючі) газові струмені.
Для реалізації завдання продувки сталі в ковші нестаціонарними потоками інертного газу з заданими амплітудно-частотними характеристика (АЧХ), заглибні фурми оснащувалися спеціально сконструйованими газодинамічними пристроями. Спочатку завдання обмежувалася створенням газових струменів, пульсуючих з частотами в діапазоні 300 - 500 Гц, призначених для ефективного диспергування їх на бульбашки діаметром 1 - 3 х 10 4 м., щоб забезпечити максимально можливу поверхню контакту розплав-газ.
Процес створення в газові струмені заданих параметрів (АЧХ) пульсацій є однією з найважливіших завдань прикладної газової динаміки. У сталеплавильному виробництві мета управління струменями полягає у формуванні струменів з певними амплітудно-частотними характеристиками (АЧХ), завдання управління - забезпечення досягнення поставленої мети. Засоби управління повинні задовольняти вимогам простоти конструкції і обмеженості по затрачуваної енергії.
Серед наявних газодинамічних засобів управління надзвуковими струменями для сталеплавильного виробництва дуже перспективним є процес поширення надзвукових струменів у східчастих каналах / 20 /, який може мати нестійкий (нестаціонарний) характер у широкому діапазоні визначальних параметрів. Це проявляє себе в хвильової структурі струменів і пульсаціями тиску. Найбільш переважно реалізувати даний процес всередині газового тракту фурми, виключивши наявність будь-яких рухомих частин (елементів).
Фізичні причини порушення надзвукового потоку при його взаємодії зі стінками тракту відносяться до числа дискусійних проблем сучасної аеродинаміки. Проте наявні до цього часу дослідження дозволили для деяких типів каналів однозначно визначити межі областей існування коливальних та стійких режимів, а також встановити причини коливань газових струменів в трубах. На підставі наявних результатів були розроблені універсальні газодинамічні модулі, призначені для здійснення способів управління струменями, збудження або стабілізації струменів, тобто в залежності від вимог того чи іншого металургійного процесу / 21 /. Установка таких модулів в газових трактах або виконання власне трактів у вигляді модулів дозволяє отримувати струменя з необхідними параметрами.
Генератори у вигляді каналу з раптовим збільшенням площі поперечного перерізу, циліндричного і циліндричного каналів з блоком сопів, тупикового каналу призначені для збудження коливань хвильової структури при фіксованій геометрії каналу і постійному повному тиску газу на який-небудь частоті. Генератор у вигляді каналу з кільцевої каверною в розбіжних стінках дозволяє порушувати коливання як на одній, так і на декількох частотах. За допомогою генераторів з послідовним розташуванням поперечного перерізу або набору паралельних діафрагмованою каналів можна отримати коливання широкого спектрального складу.
Використання каналів з серповидной чи щілинної формою поперечного перерізу дозволяє створити нестійку, швидко розширюється струмінь газу і легко порушити коливання в кавернах. Дані схеми повинні покращувати і гідродинаміку ковша при продувці стали аргоном в ковші, якщо фурму обладнати керамічним відбійником.
Таким чином, вивчення особливостей поширення надзвукових струменів дозволило створити універсальні газодинамічні модулі для управління струминними течіями в сталеплавильному виробництві.
Модулі для управління струминними течіями, збудження і стабілізації струменів можуть бути розміщені в порожнинах пристроїв для подачі кисню і газів в металургійних агрегатах. Поєднання модулів різних комбінацій дозволяє істотно розширити спектр режимів витікання струменів з фурм, підвищує ефективність продувки, що в перспективі має різко поліпшити техніко-економічні показники процесу.
У 80-х - початку 90-х років на ВАТ «Уральська Сталь» були випробувані і реалізовані в промислових масштабах кілька різних варіантів обробки сталі в ковші нестаціонарними потоками інертного (або нейтрального) газу. Хронологічно першим з них був випробуваний так званий струменево-кавітаційний режим продувки металу аргоном.
3.1.1 Основи технології струйно-кавітаційного рафінування
Для збільшення сумарної міжфазної поверхні газ-метал було запропоновано використовувати ефект газової кавітації / 22 /. Розробка кавітаційних режимів продування проводилася стосовно промесіте позапічного рафінування сталі в 250-тонному сталеразливочном ковші.
З гідродинаміки відоме явище газової кавітації рідини, що полягає в утвореної в ній розривів суцільності при створенні зон зниженого тиску / 23 /. До останнього часу це явище було пов'язане з рядом негативних наслідків (кавітаційної ерозією, вібрацією і т.д.).
Явище кавітації, безумовно, дуже ефективно в плані створення додаткової міжфазної межі розділу газ - метал і інтенсифікації рафінувальних процесів, що протікають при продувці металу нейтральним газом. У процесі досліджень / 24 / була показана можливість порушення кавітації при взаємодії швидкісний газової з розплавом. Отже, можлива реалізація ресурсів рідкого металу як «акумулятора» газової фази. Для порушення в розплаві газової кавітації продування здійснювалася плоскими високошвидкісними струменями нейтрального газу.
Відомо / 25 /, що у зрізу сопла, заглибленого в метал, утворюється нестійка газова порожнина-камера, параметри якої (форма, геометричні розміри, частота схлопування) залежать від сопла, його розмірів і швидкості витікання газів.
Відповідно до теорії струменевих течій / 26 / розпад каверни на бульбашки, її замикання, відбувається через що виникають на поверхні розділу газ - рідина хвильових збурень. При відносно малих швидкостях закінчення формується міхур характерної форми до тих пір, поки виштовхуюча сила не призводить до перемикання шийки у зрізу сопла. Утворена газова порожнина спливає, і розглянута картина є елементарний акт бульбашкового витікання газу в рідину, при цьому практично відсутня взаємодія газового потоку з рідиною уздовж поверхні каверни з-за близьких до нуля швидкостей газу біля кордонів розділу.
У міру збільшення швидкості витікання газу (зменшення розмірів сопла при фіксованому витраті) на поверхні каверни утворюється ряд капілярно-гравітаційних хвиль, зростання амплітуди яких призводить до дроблення струменя в хвостовій каверні / 46, 85 /. У цьому випадку вже спостерігається взаємодія газового потоку з рідиною у стінок каверни і відбувається розгін металу.
Взаємодія газового потоку з обуреної поверхнею розділу може призвести до виникнення нестаціонарних режимів хвильового течії, що супроводжуються зростанням амплітуди. Подальше збільшення швидкості газу призводить до порушення капілярних хвиль, амплітуда яких зростає. При цьому визначальним є наступне явище.
У западинах хвиль за рахунок дії капілярних сил, визначених їх кривизною, виникають розтягуючі напруги, величина яких може бути значною і достатньою для порушення кавітаційного зародка. Отже, в розплаві виникають напруження розтягу. У момент часу, відповідний досягненню гребенем і западиною хвилі умов максимального відхилення, викликані швидкості течії дорівнюють нулю. Отже, в цей момент у рівнянні тиску відсутні члени, що містять динамічну частину тиску і залишаються тільки члени, що враховують внесок капілярних ефектів виду
Δр = дз 0 К2ехр (Ку) (34)
де у - вертикальна координата.
Величина розтягуючих напружень в западині згідно / 35,46 / буде порядку:
Δр = 4Р 2 д / л (35)
тобто при д ~ 1 н / м і л ~ 10 -5 м дає значення Δр порядку десятків кг / см 2, що перевищує поріг кавітації ряду реальних рідин. Отже, виникають розтягуючі напруги, безумовно, достатні для порушення газової кавітанціі в рідинах зі значимими парціальними тисками розчиненого газу, тобто в рідкій сталі. Грунтуючись на механізмі збудження кавітаційних зародків у поверхні короткої капілярної хвилі, була здійснена оцінка інтенсивності зародження газової фази. Оскільки згідно висунутому механізму / 26 / виникнення газової кавітації є наслідком зростання амплітуди хвилі і створення в металі зон розтягуючих напружень, то за існуючими в гідродинаміці уявленням, зростання амплітуди капілярної хвилі продовжується до тих пір, поки її форма не стає самопресекающейся і не відбувається «схлопування »хвилі із захопленням газової бульбашки. При цьому важливим є те обставина, що зростання амплітуди хвилі триває до досягнення значень розтягуючих напружень, достатніх для активації (зростання) кавітаційного зародка. Після активації зростання бульбашки триває до руйнування хвильового фронту і виносу бульбашки із зони обробки.
Таким чином, за рахунок варіювання параметрів дуттєвого режиму можна реалізовувати умови кавітаційного зародження і використовувати цей ефект для збільшення площі міжфазної поверхні газ-метал. Використання кавітаційного впливу газових струменів дає можливість отримати велику концентрацію дрібних газових (кавітаційних) зародків. Що і потрібно для ефективного рафінування металу.
Отже, головне завдання струменево-кавітаційної продувки полягає в тому, щоб ініціювати у ванні розплавленого металу коливання, що призводять до розриву суцільності рідини, тобто утворення кавітаційних порожнин. Цим визначаються вимоги дуттьових пристроїв і режиму дуття: вони повинні забезпечити високу ефективність процесів дегазації стали.
3.1.2 Розробка технології струйно-кавітаційного рафінування сталі в великовантажних ковшах
Фурма для продувки представляла собою товстостінну металеву трубу довжиною 5,7 м, футерованную вогнетривкими стопорними котушками марки СП-8. Наборка і сушка продувних фурм здійснювалася на спеціальній ділянці розливного відділення, оснащеного стендом для наборки. На перших дослідно-промислових плавках із застосуванням фурм з щілинними соплами виникла одна дуже важлива проблема. Як вже зазначалося вище, для реалізації струменево-кавітаційних режимів продування потрібні високі тиску нейтрального газу. У зв'язку з цим при отгаре щілинного наконечника і відповідного цьому процесу різкого збільшення витрати газу відбувався викид металу і шлаку з ковша. Для запобігання цього на відстані 500-600 мм (більше висоти вогнетривкої котушки) від щілинного сопла вваривать діафрагма з прохідним перетином дещо більшим, ніж у щілинного наконечника.
При застосуванні такої фурми отгар щілинного наконечника не призводить до викидів, тому що витрата газу буде обмежуватися пропускною здатністю діафрагми. Перший варіант (Щ1) являв собою фурму з щілинними соплами, розташованими перпендикулярно осі труби з конусностью 5-30є, шириною на зрізі 0,0025-0,03 внутрішнього діаметра тракту подачі газу. Для інтенсифікації кавітаційного процесу зародження газових міхурів в розплаві, в стінках щілинних сопів робилися проточки, викликають при продувці акустичне поле, а також закручування струменя і великий кут розкриття (60є проти 20є). Продування ведуть при зануренні фурми на 2,2 - 2,5 м (не менше 70є% висоти шару рідкого металу) і робочому тиску аргону перед фурмой 0,4 - 0,5 МПа, коли тривалість продувки повинна бути не менше 3-х хвилин , у решті випадків - не менше 4-х хвилин.
Звичайна продування без викидів через фурму, що представляє собою футерованную порожнисту металеву трубу (діаметр 57 мм) відбувається при тиску 0,2 - 0,4 МПа. Застосування фурми з щілинним наконечником дозволив підвищити тиск до 0,51 - 0,91 МПа (нижня межа відноситься до низьковуглецевих киплячим сталей, а верхній до спокійних сталей) без виплеском металу і шлаку з ковша.
Продування сталі через щілинні сопла (фурма Щ1) з підвищеним тиском газу змінила характер її перемішування в ковші. Наприклад, продування спокійної сталі через щілинні сопла здійснювалася більш м'яко. Формирующаяся поверхнева хвиля була меншою висоти (близько 0,2 м), ніж при продувці через циліндричні фурми. Однак перемішування металу було більш інтенсивним. Ця обставина підтверджується збільшенням зони інтенсивного перемішування. Змінився і характер струмів на поверхні металу, що добре спостерігалося при продувці стали під товстим шаром шлаку, а також при присадках рідкого алюмінію на дзеркало металу. При продуванні через щілинні фурми на поверхні металу в зоні занурення фурм виникали вихрові струми з кутом 25 - 40 €, причому кут нахилу цих струмів визначається тиском газу перед фурмой (збільшення тиску призводить до його зростання). Цей факт наочно підтверджується характером охолодей на фурме, при продувці через фурми з циліндричним соплом формується кільцевої охолодей з невеликим кутом нахилу, а при продувці через щілинні сопла охолодей формується під кутом 25 - 45є до дзеркала металу.
Підтвердженням інтенсифікації масопереносу в об'ємі ковша служить також більш рівномірний розподіл хімічних елементів у сталі. Однак фурма Щ1 має низьку пропускну здатність, що обмежує швидкість подачі газу і, як наслідок, призводить до недостатньої ефективності ковшевой обробки сталі. Своєрідним була зміна характеристик росту при збільшенні тиску, після збільшення тиску газу перед фурмой вище 0,51 - 0,61 МПа витрата газу збільшується незначно. Ця обставина, очевидно, пов'язано з досягненням газом на виході з щілинної фурми швидкості звуку. Як відомо, при зазначеній конфігурації сопла можливе досягнення тільки дозвукових швидкостей витікання газу. Практичним наслідком цього обмеження швидкості витікання були виплески металу і шлаку з ковша при подальшому збільшенні тиску.
Для усунення цього недоліку і підвищення ефективності продувки розплаву інертним газом і в кінцевому рахунку поліпшення якості металу був розроблений другий варіант щелевидной фурми - Щ2. Фурма Щ2 складається з металевої труби, розташованої в футерованной корпусі, наконечника у вигляді щілини, яка в поздовжньому перетині виконана у формі сопла Лаваля, а поперечному перерізі критичному співвідношення її осей складає 1 до (10-15). Така конструкція дозволяє з допомогою фурми Щ2 забезпечувати пульсації газового потоку в тому ж діапазоні частот, що і Щ3, але в 2-2,5 рази збільшити швидкість витікання газу в розплав.
Для продувки розплаву через щілиновидні фурми використовували аргон. При переході газу з несучої труби в наконечник відбувається зниження тиску газу в результаті гідродинамічного удару об бічну поверхню щілинної насадки наконечника, при закінченні газу в рідку сталь через щелевидное сопло забезпечуються його пульсації, наслідком яких є мелкодисперсная газова фаза, що з'являється у наконечника.
Велика площа поверхні розділу метал-газ забезпечує перехід розчинених у металі газів і захоплення неметалічних включень бульбашками газу, тобто забезпечує підвищення якості металу. Крім того, розвинена поверхня контакту газ-метал залучає до циркуляцію значні кількості розплаву, що покращує усереднення стали по хімічному складу і температурі. Зміна характеру перемішування спостерігалося при продувці киплячих і напівспокійних сталей. При продуванні через фурми з щілиноподібні соплом цих сталей навіть при відносно низьких витратах і тиску газу (45 - 50 м 3 / годину і 40 - 0,55 МПа) характер перемішування аналогічний продувці через фурми з циліндричними соплами і витратою газу в 1,6 - 2 рази більшим. Настільки значне збільшення інтенсивності перемішування киплячих і напівспокійних сталей при струменево-кавітаційної обробці викликано формуванням розвитку кавітацінних пухирців окису вуглецю в обсязі металу / 17 /, тобто бульбашок, зародками для утворення яких послужили кавитационні порожнини, що з'явилися в розплаві при даному режимі продувки. Підтвердженням цього висновку є й те, що на сталях, характеризуються підвищеним вмістом кисню (наприклад, низьковуглецевих), це посилення перемішування металу значно вище.
Технологічні показники, отримані в результаті випробування в мартенівському цеху ВАТ «Уральська Сталь» продувки металу в ковші ємністю 250 т. через заглиблені фурми з різними варіантами щілиноподібних сопів наведені в таблиці 18.
Слід також зазначити, що проведене дослідження показало і досить помітна зміна характеру перемішування від плавки до плавки і на спокійних сталях. Аналіз газосодержания показав, що найбільш інтенсивне перемішування спостерігається на сталях з підвищеним вмістом водню і кисню, що в свою чергу підтверджує кавітаційний механізм зародження газової фази. Підтвердженням даного механізму служить також і те, що при тривалій продувці в струменево-кавітаційному режимі візуально спостерігається зниження інтенсивності перемішування стали в той час, як при продувці через циліндричне сопло інтенсивність перемішування стабілізується на 2-3 - 3-й хвилині і не міняється по ходу продувки. Зниження інтенсивності при струменево-кавітаційної продувці викликано протіканням процесу дегазації металу, а отже, і зниженням обсягу зароджуються і розвиваються за рахунок кавітації газових бульбашок. При продуванні стали через фурми з ціліндріческмі соплами, посилення перемішування за рахунок зародження газової фази з металу практично не відбувається. Тому після 2-3-х хвилинної продувки, необхідної для організації спрямованого перемішування металу в ковші, відбувається стабілізація процесу перемішування й характеристики цього процесу не змінюються.
При використанні фурми із співвідношенням осей щілини сопла менше, ніж 1:10 не відбувається інтенсивного дроблення струменя, що призводить до утворення великих бульбашок інертного газу, тобто має місце вкрай небажаний процес, для боротьби з яким власне і була розроблена продування металу в ковші нестаціонарними струменями інертного газу. У результаті зменшується (у порівнянні з оптимальною) поверхня розділу газ-метал і відповідно сповільнюється перехід розчинених газів у бульбашки. Збільшення розміру бульбашок зменшує кількість залученого в цілкуляцію металу, що призводить до незадовільного перемішуванню розплаву.
Аналогічний ефект спостерігається при використанні фурми із співвідношенням осей більше, ніж 1:15. Тут відбувається значне зниження динамічного напору струменя на виході з сопла та зменшення швидкості витікання газу, що призводить до зниження далекобійності струменя і утворення великих бульбашок. В обох випадках наслідком є погіршення якості металу.
Таким чином. Запроваджена у 1986 році в мартенівському цеху продування металу аргоном в ковші через занурювальну фурму з щілиноподібні соплом дозволила дещо поліпшити якість сталі, не надавши, однак, істотного вплив на вирівнювання хімічного складу металу в усьому об'ємі ковша. Вирішальним перевагою продувки розплаву через щелевидное сопло в порівнянні з циліндричним полягає в тому, що воно дозволяє отримати в розплаві на поверхні струменя кавитационні бульбашки, тоді як при продувці сталі в ковші через круглий сопло бульбашки спливають уздовж бічної поверхні фурми, тобто газ не рассредотачівается по всьому об'єму ковша. Проте через низьку далекобійності плоскою одиночної струменя і невпорядкованості гідродинаміки розплаву в ковші кавитационні бульбашки не розносяться по всьому об'єму металу і, як наслідок, загальна маса розплаву, яка має контакт з газом, мала. Ефект від продування металу в так званому струменево-кавітаційному режимі (СКР) забезпечується за рахунок кавітації, що виникає при високій швидкості введення аргону в метал. Однак, як показали результати численних досліджень / 28 /, на ефективність продування, крім тиску газу та розміру його бульбашок, дуже важливий вплив надає також і витрату газу. Тому малий перетин сопла (45 мм 2) не дає можливості для ефективного перемішування металу.
Плоске сопло Лаваля (Щ2), створивши умови для отримання надзвуковий струменя також не дало очікуваних результатів через малої витрати аргону. Найбільш простим рішенням стало б збільшення площі перерізу щелевидной сопла, що дало б можливість збільшити витрату газу.
Таблиця 18 - Середньоквадратичне відхилення масової частки хімічних елементів
за обсягом ковша
| Фурма | Співвідношення осей | Mn | Si | C |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 |
| C | 1:7 | 0,34 | 0,15 | 0,13 |
| До | 1:10 | 0,10 | 0,08 | 0,10 |
| Щ2 | 1:12 | 0,08 | 0,07 | 0,11 |
| 1:15 | 0,11 | 0,06 | 0,09 | |
| 1:20 | 0,29 | 0,16 | 0,14 | |
| Щ3 | 0,30 | 0,17 | 0,13 |
У мартенівському цеху ВАТ «Уральська Сталь» намагалися усунути цей недолік, надавши соплу синусоїдальну форму. Однак і це вдосконалення не дозволило повністю вирішити проблему, оскільки площа перерізу сопла - близько 55 мм 2 все-таки залишилася недостатньою.
Виходячи з вищевикладеного була запропонована конструкція фурми з кільцевим соплом. У цьому варіанті при збереженні колишньої товщини газового струменя - до 1,5 мм площа перерізу склала 95 - 140 мм 2, що у 2-3 рази більше в порівнянні з плоским щілинним соплом. Оскільки товщина так званого «газового кільця» не зросла, то диспергування газового струменя не повинно було погіршитися. Також не повинна була знизитися ефективність механізму кавітаційного зародження бульбашок.
Однак результати дослідно-промислової компанії, проведеної для порівняльної оцінки ефективності фурм з плоским і кільцевих щілинним соплом, показали, що фурми з кільцевим соплом неприйнятні для продувки розплаву. На сердвевіне наконечника дуже швидко формувався «охолодей», який перекривав щілисте сопло і різко змінював характер продувки, що в свою чергу позначалося на ефективності рафінування сталі. Тому в технологічну практику позапічної обробки сталі інертним газом в струменево-кавітаційному режимі (СКР) були впроваджені фурми з наконечниками, що мають плоске щілисте сопло.
Досвід промислового застосування цих фурм на ВАТ «Уральська Сталь в 1986-1991 рр.. показав, у свою чергу, що можливості СКР обмежені: хоча продування розплаву аргоном в ковші через занурювальну фурму з щілинним соплом дозволила дещо поліпшити якість сталі, вона не зробила істотного впливу на вирівнювання хімічного складу металу в усьому об'ємі ковша, видалення зі сталі неметалевих включень, її дегазацію і т.д.
Таким чином, виробничі випробування в додаток до даних лабораторних досліджень об'єктивно свідчать про те, що максимальне підвищення ефективності ковшевой обробки сталі можна досягти лише при продувці розплаву нестаціонарним потоком інертного газу з амплітудно-частотними характеристиками (АЧХ) пульсацій дуття, що охоплюють такі діапазони частот:
- Інфразвуковий (4 - 10 Гц), в якому інтенсифікуються масообмінні процеси в обсязі ванни:
- Звуковий (300 - 500 Гц), в якому інтенсифікується дроблення газового потоку на бульбашки, перемішування металу безпосередньо в зоні продувки і збільшується поверхня контакту розплав-газ, на якій протікають процеси десорбції розчинених газів.
На підставі цих результатів проводилася подальша розробка дуттєвого
режиму обробки сталі нестаціонарними струменями інертного газу, конструювалися і виготовлялися фурми для його реалізації.
3.2 Інтенсифікація перемішування металу і підвищення поверхні контакту розплав - газ
Десорбція водню і азоту з рідкої фази стали протікає на поверхні розділу з газоподібної фазою. Такий поверхнею може бути вільна зовнішня поверхню рідкого металу (незахищена шлаком поверхню рідкого металу у вакуум-камері). Процесу десорбції газу з поверхні буде передувати перенесення розчинених у металі атомів газу в молекули на цій поверхні. Швидкість перенесення десорбується молекул газу в обсязі газової фази виключно високо і в промислових умовах не може впливати на швидкість всього процесу в цілому. Тому процес десорбції водню і азоту із сталі можна уявити собі що складається з двох кінетичних стадій:
- Надходження розчинених у металі газів з обсягу металу на кордон його розділу з газовою фазою;
- Молізаціі розчинених атомів газу на поверхню розділу і їх перехід в газову фазу.
Швидкість всього процесу в цілому буде лімітувати з кінетичних стадій, швидкість якої мінімальна. Якщо швидкість другій стадії (власне десорбція молекул газу з поверхні) значно перевищує швидкість масопереносу розчинених атомів газу з об'єму рідини на зовнішню поверхню, процес протікає в дифузійній області і описується рівнянням / 30 /.
де α - коефіцієнт швидкості масопереносу розчиненої речовини, см / с;
F - площа поверхні розділу газ-метал;
V мет - обсяг металу;
(С-С пов) - градієнт концентрації, у разі десорбції вимірюваний різницею
між середньою концентрацією розчиненої речовини в обсязі
рідини і на її поверхні.
Після інтегрування отримаємо:
де С о - початкова концентрація газу в металі
Концентрація розчиненого у поверхневому шарі газу, в цьому випадку, буде наближатися до рівноважного з його парціальним тиском у газовій фазі, і при значному розрідженні вона прагне до нуля, звідси
При відносно великих значеннях питомої поверхні процес дегазації протікає в дифузійній області і контролюється швидкістю масопереносу в обсяг рідкого металу. Тому швидкість дегазації металу у вакуумі буде визначатися інтенсивністю його перемішування, тобто величиною коефіцієнта швидкості масопереносу α,, і питомою поверхнею металу.
Процес дегазації сталі має коливальну природу і характеризуються власною частотою. Перебіг цього процесу можна прискорити або сповільнити, тобто змінювати в бажаному напрямку, а отже, управляти технологічними режимами і підвищити ефект дегазації стали шляхом введення в резонанс бажаних процесів. Реальним способом передачі розплаву в ковші коливань із заданим набором частот є продування його пульсуючим (нестаціонарним) потоком газу, замість використовуваного в даний час в практиці безперервного дуття.
Пульсації газового потоку викликають коливання міхура, коли останній періодично змінює свою форму від сферичної до еліпсоїдної і назад.
У результаті цих коливань збільшується площа міжфазної межі газ-метал, що дозволяє прискорити протікають в ньому процеси, до яких відноситься і дегазація металу. Отже, підвищення ефективності дегазації стали в процесі продувки її пульсуючим потоком інертного газу при позапічної обробці обумовлено в основному збільшенням поверхні контакту газ-розплав, яке викликане коливанням газових бульбашок і диспергированием струменя продувається газом на бульбашки меншого розміру.
Іншою важливою особливістю є те, що при пульсуючому режимі продувки газові бульбашки піднімаються в ковші більш широким фронтом і розподілені по перерізу ковша більш рівномірно / 15 /.
Збільшення площі поверхні розділу фаз при пульсуючого продувці істотно залежить від природи рідини, бо при продувці спиртів збільшення її незначно, в той час як при продувці ртуті поверхню бульбашок збільшується в 1,7 рази (частота коливання 3,5 кГц).
Параметром, що визначає схильність рідини до утворення міхурів, служить критичний радіус з міхура, при якому настає його поділ / 31 /.
де δ - поверхневий натяг розплаву
u - швидкість спливання міхура
ρ, ρ г - щільності рідини і газу відповідно
КF - числовий коефіцієнт.
Постановка величини зростання поверхні розділу фаз при частоті пульсації 3,5 кГц у відповідності зі значенням критичного радіусу міхура для даної рідини описується рівнянням / 32 /
Знайдемо а кр для заліза
Відповідно:
- Ртуті а кр = 2,5 см;
- Для ізоамілового спирту а кр = 0,8 см;
- Для етилового спирту а кр = 0,75 см.
Величина зростання поверхні розділу при частоті пульсації 600 Гц
Рисунок 3 - Залежність відносного збільшення поверхні розділу газ - метал від розміру сталого в даної рідини міхура
Таким чином екстраполяція отриманих для різних рідин даних по залежності відносної поверхні контакту продувається газу і рідини від частоти пульсації газового потоку на залізо-вуглецевий розплав показала, що продування його пульсуючим потоком аргону з частотою 3,5 кГц збільшує загальну поверхню газових міхурів в 2,5 рази, тобто дозволяє значно прискорити процеси дегазації стали при ковшевой обробці.
3.2.1 Технічні засоби для забезпечення пульсуючого дуття
Продування виробляється на сталеразливочном стенді через занурювальну фурму типу помилковий стопор. Для забезпечення пульсуючого дуття необхідно ввести в фурму газодинамічний модуль.
В основі дії газодинамічних пристроїв для створення пульсуючих або нестаціонарних газових потоків лежить принцип виникнення відривних течій чи застійних зон, що виникають при проходженні газу через канал змінного перерізу або обтікання їм будь-які перешкоди. Тиск газу, що накопичується в застійних зонах підвищується, в результаті чого, прориваючись з цих зон, він періодично перекриває основний потік, викликаючи його пульсації. При певному поєднанні геометричної форми і розмірів обтічних тіл або каналів, а також тиску і витрати газу, можна досить в широких межах встановлювати задані частоту і амплітуду пульсації газового потоку.
З огляду на необхідність інтенсифікувати процеси, власні частоти яких знаходяться в різних діапазонах (400 Гц і 800 Гц), було вирішено вести продувку металу в ковші, модельованим газовим потоком з накладенням низьких частот пульсації на високі.
4 Безпека життєдіяльності
4.1 Об'ємно-планувальні рішення будівель та споруд цеху
ТОВ «Уральська Сталь» розташоване на північному сході міста Новотроїцька Оренбурзької області. Тому що комбінат є металургійним виробництвом з повним циклом (має у своєму складі коксохімічне і доменне виробництво), то він відноситься, відповідно до класифікації, до першого класу. Ширина санітарно-захисної зони повинна бути 1000 м. Але ширина санітарно-захисної зони ТОВ «Уральська Сталь» близько 400 м, що є порушенням санітарних норм і правил.
На генеральному плані заводу допоміжні і адміністративні цехи розташовані з підвітряного боку від основних, і шкідливі виділення несуться, практично не досягаючи житлових районів міста.
Мартенівський цех розташований з підвітряного боку по відношенню до житлового комплексу, адміністративним будівлям, основним і допоміжних цехів, що дозволяє відносити забруднення від них у бік і створює сприятливі за рівнем звукового тиску умови праці.
Поздовжні осі аераційних ліхтарів і стін будинків з прорізами, що використовуються для аерації приміщень, орієнтовані в плані перпендикулярно до переважному напрямку вітру річного періоду року.
Санітарні розриви між будівлями і спорудами цеху, висвітлюваною через віконні прорізи, які не менш найбільшої висоти протилежних будівель і споруд.
Довжина мартенівського цеху становить 700 м., ширина 60 м., висота 21 м. У цеху одночасно трудяться 870 чоловік. Площа і об'єм виробничих приміщень цеху, що припадають на одну людину, становлять відповідно 34,4 м 2 та 1396,6 м 3, що відповідає вимогам до площі і об'єму будівель.
Пішохідні доріжки асфальтовані і оснащені перехідними галереями, а також переходами через залізничні колії.
Пічний прогін призначено для виплавки сталі. Його ширина 25 м., довжина 480 м. У прольоті розміщені дві двохванним печі ємністю 250 т. кожна ванна. Проліт оснащений трьома заливальним кранами, чотирма завалочних машинами, двома заправними машинами, чавуновозних ковшами ємністю 100 т. бункерами для підсипки порогів, двома торкрет-машинами. За робочому майданчику вздовж печей проходять три шляхи: перший - для подачі електровозом ковшів з рідким чавуном від міксера до печей, другий - для підлогової завалочної машини, третій - для мульдових складів, що встановлюються до печей.
4.2 Небезпечні і шкідливі фактори при роботі
У таблиці 18 дається аналіз небезпечних і шкідливих факторів, які можуть виявлятися при обробці металу в ковші аргоном.
Таблиця 18 - Аналіз потенційно небезпечні і шкідливих виробничих факторів
| Операція технологічного процесу | Агретатов, на якому виконується операція | Характеристики потенційно небезпечних і шкідливих факторів | Нормоване значення |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Виплавлення металу | ДПСА | Підвищений рівень шуму на робочому місці 82 дБ (А) Підвищена загазованість і запиленість повітря робочої зони 20 - 30 мг / м 3 | La = 65дБ (А) ГДК пилу = 6 мг / м 3 |
| Продування металу аргоном | Ківш | Недостатня освітленість робочої зони Е н = 200 лк | Е н = 300 лк |
| Продовження таблиці 18 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Підвищена температура повітря на робочому місці в холодний період 27єС, в теплий період 34єС Підвищений рівень інфрачервоної радіації q = 156 Вт / м 2 | Холодний період t в = 20 - 22єС, теплий період t в = 23 - 25єС q = 100 Вт / м 2 | ||
Надлишок явною теплоти в приміщенні пульта керування відсутня. Для підтримки в приміщенні пульта управління необхідних температурних умов встановлена система водяного опалення. Значення температури, відносної вологості швидкості руху повітря в приміщенні пульта управління наведені в таблиці 19.
Таблиця 19 - Температура, відносна вологість і швидкість руху повітря в
приміщенні пульта управління
| Категорія робіт | Температура, єС | Відносна вла-жность, не більше, масова частка,% | Швидкість руху повітря, не більше, м / с. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Холодний період року | |||
| 1а | 20-22 | 40 | 0,1 |
| Теплий період року | |||
| 1а | 23-37 | 60 | 0,2 |
4.4 Розрахунок виробничого освітлення
У цеху передбачається система природного і штучного освітлення. Враховуючи високу біологічну і гігієнічну цінність природного світла у виробничих приміщеннях, його використовують максимально. Це також дозволяє економити електроенергію. Робота в мартенівському цеху відноситься до 7 розряду зорових робіт. Значення коефіцієнта природної освітленості (КПО) дорівнює 1. Світлові отвори розташовують по ширині будови.
Розрахунок площі світлових прорізів при бічному висвітленні ведеться за формулою (40):
де I N - нормативне значення КПО
До 3 - коефіцієнт запасу
η о - світлова характеристика вікон
S H - площа підлоги приміщення, м 2
r o - загальний коефіцієнт світлопропускання;
r 1 - коефіцієнт, що враховує підвищення КПО при бічному освітленні
Площа світлових прорізів 560 м 2 забезпечує нормативний КПО.
Штучне освітлення необхідно для проведення робіт у темний час доби і в місцях без достатнього природного освітлення.
Розрахунок кількості світильників в цеху ДРЛ - 700 Вт здійснюється за формулою:
де Е Н - нормативне значення освітленості, лм;
S - площа приміщення, м 2;
К - коефіцієнт запасу;
Z - коефіцієнт мінімальної освітленості;
Ф л - світловий потік однієї лампи, лм
n - кількість ламп в одному приміщенні
η - коефіцієнт використання освітлювальної установки
Робота на пульті управління відноситься до третього розряду зорових робіт. Значення коефіцієнта природної освітленості (е = 2%) забезпечується наявними в приміщенні двома світловими прорізами. У темний час доби застосовується загальне штучне освітлення.
Розрахуємо штучне освітлення на робочому місці контролера ВТК, яке знаходиться в пульті керування довжиною 8 м, шириною 4 м, висотою 3 м. Освітленість робочого місця повинна становити 300 лк.
Для освітлення робочого місця використовуються лампи денного світла ЛК-40. Світловий потік однієї лампи 3120 лк, кількість ламп в світильнику дорівнює двом.
Необхідна кількість світильників розраховується за формулою:
де N CB - кількість світильників, шт;
ЄП - світловий потік, лк;
S - площа приміщення, м 2;
К - коефіцієнт запасу;
Z - коефіцієнт мінімальної освітленості;
Ф л - світловий потік однієї лампи, лк;
n - кількість ламп в світильнику, шт;
ηо - коефіцієнт використання освітлювальної установки.
Щоб забезпечити необхідний рівень освітленості на пульті управління, необхідно встановити 4 світильника типу ЛБ-40.
5 Охорона навколишнього природного середовища
5.1 Основні кліматично-територіальні характеристики розташування комбінату
ТОВ «Уральська Сталь» розташований на північному сході міста Новотроїцька Оренбурзької області. Оренбурзька область знаходиться в зоні з різко-континентальним кліматом. Особливістю даної зони є сухий степ з недостатньою зволоженістю і бідними водними ресурсами, т.про природно-кліматичні умови цього регіону характеризуються вразливою навколишнім природним середовищем з точки зору збереження природних ресурсів у тому числі води, грунту, рослинного і тваринного світу.
У цьому районі потрібно проявляти особливу турботу про збереження земельних і водних ресурсів, флори і фауни, а також захисту повітряного басейну. Отже, розташування великих металургійних підприємств, яким є ТОВ «Уральська Сталь», вимагає вирішення ряду екологічних проблем, у тому числі поліпшення структури сталеплавильного виробництва, зниження питомих і абсолютних витрат природних ресурсів.
Різко-контітентальний клімат характеризується жарким літом і холодною навесні, тому з настанням весни, при рясному таненні снігів, відбувається інтенсивне вимивання грунту. Сильні рвучкі вітри, які, з одного боку, сприяють розсіюванню шкідливих викидів на великі відстані, з іншого сприяють розвитку вітрової ерозії грунту. Убога рослинність даного регіону не може повною мірою захистити грунт від ерозії. Змочування водою шлаковідвали для запобігання їх вивітрювання, також негативно позначається на підземних водах і головної артерії даного регіону - річки Урал.
У даній зоні негативно впливають на навколишнє середовище літні та зимові антициклони, тому що при цьому різко погіршуються умови розсіювання шкідливих викидів.
При введенні в технологічну схему виробництва стали установки для продувки стали інертним газом, МБЛЗ реалізуються заходи, що дозволяють економити ресурси, в тому числі матеріальні та енергетичні. Наприклад, при впровадженні МБЛЗ скорочується витрата рідкого металу на 1 тонну придатної прокатної продукції за рахунок скорочення обрізків і, відповідно, зменшується витрата матеріалів за технологічною схемою (кокс, агломерат, чавун, феросплави, електроенергія), виробництво яких пов'язане з утворенням основного кількості шкідливих викидів .
Впровадження пульсуючої продувки стали дозволить відмовитися від противофлокенной термообробки флокеночувствітельних марок сталей в прокатних цехах, що, відповідно, позначається на зниженні шкідливих викидів в атмосферу.
Підвищення якості сталі дозволяє знизити масу металоконструкцій, рухомих машин і механізмів, що дозволить знизити витрати енергії на переміщення, будівництво, експлуатацію обладнання і, отже, кількість виробленої енергії, що в свою чергу, істотно знижує шкідливі викиди на ТЕЦ.
Таким чином, підвищення якості сталі дозволяє зменшити екологічне навантаження на навколишнє середовище в масштабах народного господарства в цілому.
5.2 Якісна і кількісна характеристика стічних вод і газів, що відходять
У 2004 році викиди в атмосферу комбінату становили 90,870 тис. т.
Тимчасово - узгоджені викиди - 85,1 тис. т.
Гранично-допустимі викиди: - 79,4 тис. т., в тому числі:
Твердих (пилу) - 14,027 тис. т (ВСВ - 2,08 тис. т, ПДВ - 15,8 тис. т);
Газоподібних - 76,844 тис. т (ВСВ - 69,3 тис. т, ПДВ - 59,3 тис. т), з них:
Сірчистих ангідрид - 8,726 тис. т. (ВСВ - 10,8 тис. т., ПДВ - 3,8 тис. т);
СО - 60,697 тис. т. (ВСВ - 49,6 тис. т., ПДВ - 46,5 тис. т);
NO - 6,900 тис. т. (ВСВ - 8,3 тис. т, ПДВ - 5,04 тис. т);
Інші газоподібні - 0,521 тис. т (ВСВ - 0,834 тис. т., ПДВ - 0,686 тис. т)
Таким чином, викиди в атмосферу металургійним комбінатом ТОВ «Уральська Сталь» перевищують гранично-допустимі і тимчасово узгоджені викиди.
Валові викиди за мартенівському цеху за 2004 рік склали:
- Пил - 1,372 тис. т. (ПДВ - 2,691 тис.т);
- Діоксид сірки - 0,263 тис. т. (ПДВ - 0,024 тис. т);
- Оксиди азоту - 1,803 тис. т (ПДВ - 0,078 тис. т);
- Окис вуглецю - 1,403 тис. т. (ПДВ - 7,069 тис. т).
З наведених даних видно, що мартенівський цех перевищує гранично-допустимі викиди діоксиду сірки на 7,6% а оксидів азоту на 55,6%.
6 Економіка виробництва
6.1 Стратегія маркетингу
Реалізація продукції планується через фірму - посередника, а також власними силами за системою Франко - склад. Надалі планується розширення дистриб'юторської мережі з метою розширення обсягу продажів і їх рекламного просування.
Реклама продукції буде здійснюватися в журналах: Металопостачання і збут, Ринок металів, а також в Інтернеті на власному і не тільки, сайтах. Будуть також розсилатися рекламні проспекти споживачам продукції і проводитися виставки за показом продукції.
6.2 Виробничий план
В даний час в мартенівському цеху ТОВ «Уральська Сталь» існує схема виробничих потоків, представлених на малюнку 4.
Обтиск-ної цех |
Продування інертним газом |
Шихтові відділення, міксерному відділення |
Про-кат-ні цеху |
Злитки |
Мартенівські печі |
ДПСА 1 |
Рисунок 10 - Існуюча схема виробничих потоків
Дана схема не задовольняє сучасної тенденції розвитку виробництва, так як не забезпечує отримання металу високої якості.
Схема виробничих потоків після реконструкції цеху представлена на малюнку 11.
Прокатні цехи |
Слябової МБЛЗ |
ДПСА 9 |
Блюмової МБЛЗ |
Продування інертним газом |
ДПСА 1 |
Шихтові відділення, міксерному відділення |
Рисунок 4 - Схема виробничих потоків після реконструкції цеху
Після реконструкції сталь у виливниці не розливається, тому збільшується вихід придатного.
Таблиця 20 - Показники роботи мартенівського цеху ТОВ «Уральська Сталь» за 2002 рік
| Елементи балансу | Печі | Середнє значення | |
| 1 | 9 | ||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Календарних діб | 365 | 365 | 365 |
| Холодних простоїв | 37,9 | 37,9 | 68,4 |
| Номінальних доби | 327,1 | 334,5 | 661,6 |
| Гарячих простоїв | 14,4 | 13,1 | 27,5 |
| Фактичний час | 312,7 | 321,4 | 634,1 |
| Річний обсяг виробництва | 719608 | 790619 | 1510227 |
| Кількість плавок | 3196 | 3561 | |
| Середня вага плавки, т. | 225,2 | 222,0 | |
| Продовження таблиці 20 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Годинна продуктивність, т / год | 109,9 | 105,71 | 198 |
| Тривалість плавки, ч. | 4,1 | 4,2 | |
| Коефіцієнт екстенсивного навантаження, (Кек = Тф / ТКВ) | 0,86 | 0,88 | 0,87 |
6.3 Розрахунок показників по праці
У дипломному проекті спискова чисельність робітників скорочується на 30 осіб у результаті пуску установки доведення металу, слябової одноручьевой МБЛЗ і ліквідація парку виливниці.
Передбачається зміна планових показників в плані по праці:
- Середня заробітна плата виробничих робітників збільшується на 15%;
- Частка заробітної плати виробничих робітників цеху в загальному фонді оплати праці становить 60%.
Фонд оплати праці в базовому періоді розраховується за наступною формулою:
ФОП (б) = С від Р б (43)
де С від - стаття витрат на оплату праці промислового виробничого
персоналу (ППП), грн.
Р б - обсяг виробленої продукції в базовому періоді, умовні тонни.
ФОП (б) = 28,88 · 1940000 = 56027228,8 млн. руб.
6.3.1 Розрахунок зміни фонду оплати праці та нарахувань
Зменшення чисельності основних виробничих робітників дозволяє скоротити фонд оплати праці по цеху. Ця сума фонду оплати праці розраховується за формулою:
ΔФОТ = ΔЧ З · ЗП сер (44)
де Ч с - вивільнення облікової чисельності робітників, чол.
ЗП сер - середня заробітна плата одного робітника, складова 4500 руб.
ΔФОТ = 4500 · (861 - 30) = 3672000 крб.
Ч прс = 776 чол., ΔЧ С = 30 чол.
Нарахування на ФОП складе:
ΔФОТ НАЧ = 0,36 · ФОП (45)
ΔФОТ НАЧ = 0,36 · 3,672 = 1321920 крб.
Загальна економія фонду оплати праці та нарахувань визначається за формулою:
Е ФОП = ΔФОТ + ΔФОТ НАЧ (46)
Е ФОП = 3672000 + 1321920 = 4993920 крб.
Якщо середня заробітна плата 4500 руб. на місяць, а частка основних виробничих робітників у цеху 60% від промислово-виробничий персонал (ППП) і їх середня заробітна плата в плановому періоді збільшується на 15%, то плановий фонд оплати праці складе:
ФОП ПЛ = (ФОП (б) · 0,6 - Е ФОП) · 1,2 + ФОП (б) - 04 + 0,36 ФОП (б) (47)
ФОП ПЛ = (56027228,8 · 0,6 - 4993920) · 1,2 + 5602228,8 · 0,4 + 0,36 ·
· 5602228,8 = 38604594,62 руб.
На одну умовну тонну оплата праці з нарахуваннями у плановому періоді буде визначатися за формулою:
З ФОП (пл) = ФОП (пл) / Рпл (48)
Сфота пл = 3860459 / 2313811,1 = 16,68 руб / т.
Ця сума відображається в плановій калькуляції собівартості продукції.
6.4 Розрахунок річного виробництва цеху
Виробнича потужність ДПСА визначається за формулою:
де Р рік агр - питома продуктивність цеху, т;
Т ф - фактичний час роботи печі, ч.
Номінальний час роботи визначається вирахуванням з календарного часу простоїв на холодних ремонтах. Мінімальний час визначається за формулою:
Тн = Тк - ΣТх.р., (50)
де Тн - номінальний час роботи печі за рік, год;
Тк - календарний час роботи печі за рік, год;
Тх.р. - Час простоїв на холодних ремонтах, ч.
Ремонтний цикл - 2 роки. Структура ремонтного циклу визначається за формулою:
20 · Т 1 + 3Т 2 + Т кап (51)
де Т 1, Т 2 - тривалість поточних ремонтів, Т 1 = 8 ч, Т 2 = 16 год
Т кап - тривалість капітального ремонту, Т кап = 120 ч.
ΣТх.р = 20 · 8 + 3 · 16 + 1 · 120 = 328 ч.
Середньорічні простої на ремонт складають 164 ч.
Номінальний час одно
Тн = 365 · 25 - 164 = 8536 год
Гарячі простої в сталеплавильному цеху при нормальних умовах експлуатації обладнання складають 6-8% від номінального часу.
Фактичний час розраховується за формулою:
Т ф = (0,92 - 0,96) · Тн (52)
де Тф - фактичний час роботи агрегату, ч.
Тф = 0,94 · 8536 = 8080,2 ч.
Питома продуктивність сталеплавильних агрегатів визначається за формулою:
де Р уд агр - питома продуктивність агрегату, т / год;
Q - маса садки (завалки) т;
2 - кількість ванн в агрегаті ДПСА;
t пл - тривалість плавки, год, хв;
До 1 - коефіцієнт виходу придатного (для ДПСА К 1 = 0,88);
Планова питома продуктивність дорівнює:
Базова питома продуктивність дорівнює:
Річна продуктивність сталеплавильного агрегату визначається за формулою:
де Р рік агр - річна продуктивність агрегату, т.
Р рік пл = 133,3 · 8080,2 · 2 = 2121860,5 т / рік
Р рік баз = 107,5 · 8080,2 · 2 = 1737243 т / рік
Коефіцієнт зростання обсягу виробництва визначається за формулою:
де γ - коефіцієнт зростання обсягу виробництва
Р пл - плановий обсяг виробництва, т;
Р баз - базовий обсяг виробництва, т.
γ = 2121860,5 / 1737243 = 1,22
6.5 Розрахунок планової калькуляції собівартості
Базова калькуляція собівартості представлена в таблиці 21.
Таблиця 21 - Базова калькуляція собівартості 1 т. сталі, що виплавляється в ДПСА
| Найменування | Ціна, руб / т. | Кількість, кг. | Сума, руб. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| 1 Сировина та основні матеріали | |||
| 1.1 Чавун | 2235 | 745 | 1932,05 |
| 1.2 Лом | 1150 | 385 | 471,64 |
| Продовження таблиці 21 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| 1.3 Феросплави | 11435 | 35 | 401 |
| 1.4 Залізо з руди | 15 | 0,05 | |
| Разом сировини та основних матеріалів | 1169,73 | 2882,73 | |
| 2 Відходи | |||
| 2.1 Скрап | 380,95 | 15,15 | 14,26 |
| 2.2 Недолівкі | 494,14 | 8,03 | 10,09 |
| 2.3 Чад | 147,63 | ||
| Разом відходів і браку | 176,73 | 24,35 | |
| 4 Додаткових матеріалів | 128,69 | ||
| 5 Витрати по переділу | |||
| 5.1 Енергетичні витрати | |||
| 5.1.1 Газ природний, тис. м 3 | 289,19 | 0,04575 | 13,23 |
| 5.1.2 Електроенергія, кВт, год | 173,24 | 0,00903 | 13,23 |
| 5.1.3 Пар, Гкал. | 43,02 | 0,04209 | 1,81 |
| 5.1.4 Вода, тис. м 3 | 278,99 | 0,01155 | 3,22 |
| 5.1.5 Кисень, тис. м 3 | 216,97 | 0,13413 | 29,10 |
| 5.1.6 Стиснене повітря, тис. м 3 | 29,16 | 0,14471 | 4,22 |
| 5.1.7 Азот, тис. м 3 | 0,07 | 0,29924 | 0,02 |
| 5.2 Фонд заробітної плати | 10,20 | ||
| 5.3 Амортизація | 2,22 | ||
| 5.4 Ремонтний фонд | 79,07 | ||
| 5.5 Зміст основних засобів | 32,70 | ||
| 5.6 Інші | 6,68 | ||
| Разом витрати по переділу | 517,65 | ||
| 6 Загальнозаводські витрати | 75,67 | ||
| Виробнича собівартість | 3804,55 | ||
У проекті передбачаються заходи щодо підвищення якості металопродукції та техніко-економічних показників роботи цеху. Реалізація заходів пов'язана з додатковими капітальними витратами. Капітальні вкладення на здійснення проекту розраховуються на основі витрат на обладнання і технологію, на їх придбання або на розробку.
Розрахунок додаткових капітальних витрат проводиться за формулою:
До д = К про + К с-м - К л (56)
де К д - вартість обладнання;
До с-м - вартість будівельно-монтажних робіт;
К л - вартість ліквідаційного обладнання.
Таблиця 22 - Розрахунок капітальних вкладень
| Найменування | Сума, млн. руб. | Питома вага,% |
| 1 | 2 | 3 |
| МБЛЗ слябової | 423 | 17,0 |
| УДМ | 41 | 1,67 |
| Установка внедоменной десульфурації чавуну | 123 | 6,63 |
| Установка для переробки шлаку | 34,5 | 1,2 |
| Монтажні роботи | 665,5 | 56,6 |
| Разом капітальних вкладень | 1317 | 100 |
Розрахунки витрат виробництва виконуються за статтями з урахуванням факторів, що впливають на їх зміну.
Розрахунки витрат по переділу (РПП)
Витрати по переділу для основного виду продукції визначаються на основі базової калькуляції собівартості. При цьому враховуються:
- Зміна чисельності і фонду оплати праці;
- Додаткові капітальні витрати, зміна амортизаційних відрахувань;
- Зміна енергоємності продукції;
- Зміна нормативу освіти ремонтного фонду;
- Зростання річного обсягу виробництва.
У проектній калькуляції собівартості продукції статті з умовно-постійними витратами визначається за формулою:
З i = C i Б · d ус-пер + З i Б · d ус-пост (57)
а) Витрати на природний газ
З пр = 13,23 · 0,6 + (13,23 · 04) / 1,22 = 11,23 руб / т
б) Енерговитрати:
1) витрата електроенергії З пр = 1,56 · 0,6 + (1,56 · 0,4) / 1,22 = 1,26 руб / т
2) пар З пр = 1,81 · 0,6 + (1,81 · 0,4) / 1,22 = 1,61 руб / т.
3) вода З пр = 3,22 · 0,6 + (3,22 · 0,4) / 1,22 = 2,64 руб / т.
4) стисле повітря З пр = 4,23 · 0,6 + (4,23 · 0,4) / 1,22 = 4,01 руб / т;
5) кисень З пр = 29,10 · 0,6 + (29,10 · 0,4) / 0,93 = 21,10 руб / т;
6) азот З пр = 0,021 · 0,6 + (0,021 · 0,4) / 1,22 = 0,01 руб / т.
в) Витрати на утримання основних фондів:
З пр = 32,70 · 0,35 + (32,70 · 0,65) / 1,22 = 30,32 руб / т.
г) Витрати на ремонтний фонд:
З пл = 79,07 · 0,35 + (79,07 · 0,65) / 1,22 = 76,94 руб / т.
е) Амортизація
Вартість основних фондів визначається за формулою:
ОФ =
де С а - витрати на амортизацію, руб / т;
Н а - середня норма амортизації становить 10%
ОФ Б = (2,23 · 100 · 2290088) / 10 = 42557468,7 руб.
З пр = (42557468,7 + 1491000000) · 10 / (2121869,5 · 100) = 3,22 руб / т.
ж) Витрати на інші витрати:
З пр = 6,68 · 0,2 + (6,68 · 0,8) / 1,22 = 5,38 руб / т.
з) Загальнозаводські витрати
З пл = 75,68 / 1,22 = 65,34 руб / т.
Таблиця 23 - Проектна калькуляція собівартості 1 тонни сталі, виплавленої в
ДПСА
| Найменування | Ціна, руб / т. | Кількість, кг. | Сума, руб. |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| 1 Сировина та основні матеріали | |||
| 1.1 Чавун | 2235 | 745 | 1932,05 |
| 1.2 Лом | 1150 | 385 | 471,64 |
| 1.3 Феросплави | 11435 | 32 | 385 |
| 1.4 Залізо з руди | 15 | 0,05 | |
| Разом сировини та основних матеріалів | 1176,73 | 1314,73 | |
| 2 Відходи (-) | |||
| 2.1 Скрап | 380,95 | 5,45 | 1,37 |
| 2.2 Недолівкі | 494,14 | 1,03 | 0,56 |
| 2.3 Чад | 120,63 | ||
| Разом відходів і браку | 127,11 | 1,93 | |
| 4 Додаткових матеріалів | 128,69 | ||
| 5 Витрати по переділу | |||
| 5.1 Енергетичні витрати | |||
| 5.1.1 Газ природний, тис. м 3 | 289,19 | 0,042 | 11,23 |
| 5.1.2 Електроенергія, кВт / год | 173,24 | 0,002 | 1,26 |
| 5.1.3 Пар, Гкал. | 43,02 | 0,040 | 1,61 |
| 5.1.4 Вода, тис. м 3 | 278,99 | 0,009 | 2,642 |
| 5.1.5 Кисень, тис. м 3 | 216,97 | 0,131 | 21,10 |
| 5.1.6 Стиснене повітря, тис. м 3 | 29,16 | 0,142 | 4,01 |
| 5.1.7 Азот, тис. м 3 | 0,07 | 0,286 | 0,01 |
| 5.2 Фонд заробітної плати | 10,20 | ||
| 5.3 Амортизація | 3,22 | ||
| 5.4 Ремонтний фонд | 59,07 | ||
| 5.5 Зміст основних засобів | 32,70 | ||
| 5.6 Інші | 5,38 | ||
| Разом витрати по переділу | 412,61 | ||
| 6 Загальнозаводські витрати | 65,34 | ||
| Виробнича собівартість | 3686,58 Цей текст може містити помилки. Виробництво і технології | Диплом Схожі роботи: Вплив водню на структуру та властивості на основі кремнію Структура і властивості цементованной стали Фактори будови тканин їх вплив на властивості Вплив гіпокінезії на біоелектричні властивості кістки Вплив легування цинком на властивості МОН структур Вплив факторів кріоконсервування на морфофункціональні властивості тромбоцитів людини Вплив складу гнучких сегментів на структуру і властивості поліуретанів Вплив часу і температури на деформацію Механічні властивості пластмас Вплив електронного і гама-опромінення на властивості сплавів заліза |
© Усі права захищені
написати до нас
написати до нас