Реферат: Влияние водорода на свойства стали

Содержание

Введение 1 Технико-экономическое обоснование проекта     1.1 Влияние водорода на свойства стали     1.2 Водород в сплавах на основе железа     1.3 Способы  определения содержания водорода в металле     1.4 Влияние азота на свойства стали     1.5 Неметаллические включения в стали 2 Техника производства стали    2.1 Описание предприятия    2.1.1 Технологическая схема производства    2.1.2 Обоснование выбора марки стали    2.1.3 Материальный баланс плавки стали 17Г1С    2.1.4 Тепловой баланс    2.2 Технология плавки    2.2.1 Заправка печи    2.2.2 Завалка и прогрев шихты    2.2.3 Заливка чугуна    2.2.4 Плавление    2.2.5 Доводка    2.2.6 Расчет десульфурации стали с использованием ТШС    2.2.7 Технология раскисления и легирования стали    2.2.8 Расчет снижения температуры во время внепечной обработки металла    2.2.9 Расчет параметров МНЛЗ 3 Специальная часть    3.1 Исследования в условиях сталеплавильного производства    3.1.1 Основы технологии струйно-кавитационного рафинирования

   3.1.2 Разработка технологии струйно-кавитационного рафинирования стали 

   в большегрузных ковшах

3.1.3  Разработка конструкций многорежимных фурм и технологии

продувки металла в ковше нестационарными струями инертного газа

3.2  Интенсификация перемешивания металла и повышение поверхности контакта расплав – газ 3.2.1 Технические средства для обеспечения пульсирующего дутья 3.3 Расчет удаления азота и водорода 4 Безопасность жизнедеятельности    4.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха

   4.2 Идентификация опасных и вредных факторов при работе на пульте

   управления

   4.3 Решение по производственной санитарии    4.3.1 Отопление и вентиляция    4.3.2 Расчет производственного освещения    4.4 Разработка мер защиты от выявленных опасных и вредных факторов    4.5  Чрезвычайные ситуации и меры по их ликвидации

   4.6 Инженерные меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов

   (расчет теплозащитного экрана)

5  Охрана окружающей среды

    5.1 Основные климатическо-территориальные характеристики

    расположения комбината

   5.2 Качественная и количественная характеристика сточных вод и

   отходящих газов

   5.3 Способы и средства очистки отходящих газов и сточных вод 6  Экономика производства      6.1 Стратегия маркетинга    6.2  Производственный план    6.3 Расчет показателей по труду    6.3.1 Расчет изменения фонда оплаты труда и начислений     6.4 Расчет годового производства цеха     6.5 Расчет плановой калькуляции себестоимости продукции     6.6 Инвестиционный план Заключение Список использованных источников

Аннотация

 

         Разработана промышленная установкадля обработки стали в ковше с пульсирующей подачей инертного газа черезпогружные фурмы. Предложены амплитудно-частотные характеристики потокаинертного газа, подаваемые  в погружные фурмы, обеспечивающие наибольшуюэффективность дегазации стали и удалении неметаллических включений из металла.Разработаны конструкции  газодинамических устройств, обеспечивающих требуемыеамплитудно-частотные характеристики дутья. Предложены конструктивные решения ихмонтажа на стенде. Предложена  технологическая схема работы двухванныхсталеплавильных агрегатов, стенда для обработки стали в ковше и МНЛЗ, дляпроизводства конструкционной и трубной стали.

         Пояснительная записка кдипломному проекту изложена на 106 страницах, содержит 1    рисунков,   таблиц, список использованных источников.

Введение

         ООО «Уральская Сталь»является крупным предприятием с полным металлургическим циклом, в  составкоторого входят управление с четырьмя рудниками, коксохимическое производство,аглофабрика, доменный цех, имеющий в своем составе четыре доменных печи,мартеновский цех, электросталеплаильный цех блюминг 1250, толстолистовой стан2800, универсальный широкополосный стан 950/800, вспомогательный цеха ипроизводства.

         ООО «Уральская Сталь» входитв восьмерку крупнейших металлургических предприятий России. Более 5% российскойстали производится в Новотроицке. Имеющиеся оборудование и технологии позволяюткомбинату выплавлять сотни марок стали: от рядовых углеродистых до сталейспециального назначения. По ряду позиций ООО «Уральская Сталь» занимает ведущиеместа в отрасли.

         Дальнейшее развитие  ООО«Уральская Сталь» сконцентрировано на следующих направлениях:

         — освоение собственногопроизводства сырья, материалов, огнеупоров взамен привозных;

         — внедрение новыхтехнологий, направленных на повышение стойкости металлургических агрегатов иоборудования;

         — разработка и внедрениеновых технологий производства проката из низколегированных сталей;

         — расширение сортаментапродукции;

         — повышение конкурентнойспособности стали за счет повышения качества стали;

         — снижение обрези, повышениестойкости огнеупоров, снижение расхода ферросплавов и раскислителей.

I  Технико-экономическое обоснованиепроекта работы

 

1.1  Влияние водорода на эксплуатационныесвойства стали

 

Водород, присутствующий встали. Влияет на ее эксплуатационные свойства и приводит к специфическимметаллургическим дефектам металла – образованию флокенов и водородномуохрупчиванию стали.

Под водороднымохрупчиванием подразумевают снижение пластических свойств металла, наблюдаемоев определенных условиях в присутствии водорода в стали. При определенномсодержании водорода отмечается исчезновение предела текучести, а увысокопрочных сталей и снижение предела прочности.

Отрицательное влияниеводорода проявляется при его содержании более 1 – 2 см3/100 г. и сдальнейшим повышением концентрации пластичность и сопротивление металларазрушению пропорционально снижаются при 5 – 10 см3/ г. пластичностьметалла минимальна. С ростом концентрации водорода изменяется характерразрушения образца – от вязкого к типично хрупкому (разрушение сколом).

Водородное охрупчиваниенаблюдается только в температурном интервале от минус 374 К до плюс 374 К иуменьшается с повышением скорости деформации.

Для оценки склонностистали к водородной хрупкости широко применяются механические испытания наодноосное растяжение, на ударную вязкость, на вязкость разрушения, наусталостную прочность и другие.

Флокены представляютсобой внутренние дефекты стали, выявляемые в изломе в виде пятен округлойформы. На поверхности микрошлифа, вырезанного перпендикулярно плоскости пятен,флокены имеют вид трещин, толщина которых измеряется сотыми и даже тысячнымидолями миллиметра.

Обычно флокены образуютсяв кованных и катанных заготовках и изделиях с относительно большим сечением.Чувствительны к образованию флокенов углеродистые (более 0,25 – 0,30% углерода)и легированные стали перлитного, перлито-мартенситного и мартенситного классов.

Возникновение флокеновобъясняется  наличием внутренних напряжений, связанных с деформацией иохлаждением металла и напряжений, создаваемых присутствующим в металлеводородом. Для образования флокенов необходимы оба условия: при отсутствиилюбого из них флокены в стали не образуются.

В практике широкоиспользуются приемы по предупреждению образования флокенов в крупныхпередельных заготовках, которые заключаются в их замедленном охлаждении илидлительном  изотермическом отжиге после горячей пластической обработки металла.В результате этого содержание водорода изменяется незначительно, то есть этиприемы обеспечивают, главным образом, снятие внутренних напряжений. Однако приповышенном содержании водорода (2,8 – 4,5 см3/100 г.) флокены сновапоявляются после второго и даже третьего прокатного передела, если послекаждого из них металл не подвергался противофлокеновой обработке.Препятствовать образованию флокенов в металле можно только понижая содержаниеводорода в нем ниже определенных для этой марки стали пределов.

1.2  Растворимость водорода в жидком железе

 

Растворимость водорода вжидком железе подчиняется закону Сиверста /1/

                                                    1/22(Г) = [Н]                                                   (1)

                                                          КН =  [Н] / ÖРН;                                               (2)

То есть, растворимостьводорода пропорциональна корню квадратному из парциального давления водорода вгазовой фазе и растет с повышением температуры. Величина   КН  численно равна растворимости водорода в железе при

РН = 1013 х 105 Па и заданной температуре. При 1873 К и давлении около 100 кПа массовая доляводорода составляет примерно 0,0027%. Уравнение (2) пригодно для расчетарастворимости водорода в жидком железе, находящемся в равновесии с   газовойфазой, содержащей молекулярный водород. В реальных условиях парциальноедавление молекулярного водорода очень мало, а содержание водорода в металлеопределяется парциальным давлением паров воды и влажностью шихтовых ишлакообразующих материалов.

         При температуре кристаллизациинаблюдается скачкообразное изменение растворимости водорода от 28 до 8 см3/100г. В связи с этим железо и его сплавы при низких температурах, как правило,пересыщены водородом, что приводит к его выделению из раствора, последующей молизации и образованию дефектов. Особенно чувствительными к образованию этихдефектов являются легированные стали. В /1/ указывается, что растворимостьводорода в аустените выше, чем в d-Fe.  То есть,стали, кристаллизующиеся в форме  g-    Fe  иимеющие аустенитную структуру, могут содержать больше водорода в твердомрастворе, поэтому такие стали менее подвержены пористости.

Влияние легирующихэлементов на растворимость водорода в жидком железе количественно описываетсякоэффициентом активности (fR). Гидрообразующие элементы (Zr, Ti, Nb, V, Ce) увеличивают растворимость водорода.Элементы, не образующие гидридов (Ni, Mo, Mn, Co, Cr) слабо влияют на растворимость.Группа элементов (С, Si, P, Al и др.) уменьшают растворимость водорода, что связано ссильным взаимодействием между атомами железа и легирующей добавкой, собразованием карбидов, силицидов, фосфидов и других соединений.

1.3  Определения содержания водорода вметалле

Определение содержанияводорода в сталях связано со значительными трудностями. Водород обладаетвысокой диффузионной подвижностью в твердом  металла при повышенныхтемпературах, что требует проведения закалки отобранных проб для фиксации в нихрастворенного водорода до момента проведения анализа и скорейшего проведениясамого анализа. Одним из главных источников ошибок при определении содержанияводорода являются его потери при  кристаллизации пробы, когда происходитскачкообразное изменение его растворимости.

Методы отбора проб дляопределения содержания водорода в стали делятся на открытые и закрытые (илигазосборные).

При открытом методеметалл заливают в медный кокиль и отбирают пробу в кварцевую трубку и охлаждаютее с максимально возможной скоростью, предотвращая выделение водорода. Образецхранят при низких температурах. При использовании этого метода возможны ошибкисистематического характера, связанные с одновременным поглощением и удалением водорода при закалке пробы в воде.

При закрытом методепроводится улавливание и сбор выделяющегося в процессе кристаллизации водородав специальную металлическую или кварцевую ампулу. Этот метод исключает потериводорода при кристаллизации пробы и его поглощение при закалке пробы в воде.  Метод является эффективным при низких концентрациях водорода, в частности, привакуумировании.

Существует достаточнобольшое количество методов определения содержания водорода в металлах, наиболеераспространенные из них – метод нагрева и плавления образцов в  вакууме или ватмосфере инертных газов. К преимуществам метода относят проведение анализа приотносительно невысокой температуре, отсутствие взаимодействия образца сматериалом тигля, выделение при нагреве только водорода, что упрощает методикупроведения анализа. Недостатком метода считают невозможность полного выделенияводорода, особенно при анализе легированных сталей и большую продолжительностьанализа.

К достоинствам метода сиспользованием газа-носителя относятся: отсутствие вакуума, низкие потериводорода, простота обслуживания аппаратуры и возможность автоматизации.

В настоящее время широкоеприменение для анализа водорода в металлах получили приборы фирм «Леко»,«Лейбоулд-Хереус», «Болзерс». Например,  прибор фирмы «Леко» работает сиспользованием аргона в качестве несущего газа, имеет нижнюю границу определенияот 10-5 до 10-2 % и погрешность ± 3%.

Содержание водорода всталеплавильных шлаках определяют методом вакуум-нагрева. Отобранный при помощипробной ложки шлак разбивается на куски  размером 15 – 20 мм и в раскисленном состояниипомещается в боксы с ангидроном. Навеска шлака для проведения анализасоставляет примерно 1 г. Концентрацию водорода в шлаке определяют методомвакуум-нагрева на приборе конструкции Клячко-1 /4/. Прибор оборудованвысокотемпературным нагревателем, способным обеспечить нагрев до 1774 К, иэкстракционным сосудом из газонепроницаемого кварца. Конструкция приборапозволяет разделить выделяющийся газ на составляющие: СО, СО2, Н2Ои определять их количество.

         В последние годыпредпринимались многочисленные попытки найти способ непосредственногоопределения содержания водорода в разливочном и промежуточном ковшах. Для этойцели пригодна система Гидрис, базирующаяся на применении погружного зонда .

В расплавленный металлвдувают определенный объем инертного газа. Газ улавливается пористымгазопроницаемым керамическим конусом и затем каждые 6 секунд прокачивается взамкнутом цикле (V равно 20 мл)через измерительную систему.

Водород переходит всистему циркуляции Гидрис до тех пор, пока не установятся равновесныепарциальные давления. Равновесное значение определяется путем измерениятеплопроводности (с помощью катарометра) газа.

Точность измеренийсодержания водорода в стали по методике Гидрис составляет  ± 35%. Время погружения зонда Гидрис40 – 70 с.

Таким образом, системаГидрис является надежным способом экспрессного определения содержания водородав жидкой стали, что позволяет использовать ее во внепечной обработке и разливкестали, контролируемом охлаждении непрерывно-литых заготовок.

1.4  Процесс растворения азота в металле

 

Межатомные   силы  внутри   молекулы   азота   значительно    превышают

соответствующие силы  в молекулахводорода. Это объясняется тем, что диссоциация молекул азота на атомыпроисходит при более высоких температурах, чем молекул водорода.

         Процесс растворения вметалле азота имеет ту же природу, что и у водорода. Эта общность природыпроцессов определяет и некоторые общие черты термодинамики процессоврастворения водорода и азота: справедливость для обоих случаев закона Сивертса,то есть прямой пропорциональности между количеством растворенного газа и корнемквадратным из парциального давления газа, положительное значение энтальпиипроцессов растворения ∆HS практически для всех расплавов железа как в случае азота, так иводорода.

         Элементы, которые болеесклонны к образованию нитридов, чем железо, то есть имеют большее сродство казоту, чем железо (Ti, Nb, V).

         Наоборот, элементы, характерныесильными межатомными связями с железом, например С и Si, существенно понижают растворимость азота.

         Азот активно взаимодействуетс дислокациями и другими дефектами структуры металла в значительной степенивлияет на его механические свойства.

         Деформационным старениемименуется изменение механических свойств железа и малоуглеродисой стали послехолодной пластической деформации и последующей выдержки при комнатной иповышенных температурах (до 250ºС). Это явление  характеризуетсяповышением пределов текучести и прочности, твердости, понижением пластическихсвойств при статических испытаниях и критической температуры хрупкого разрушения при испытании на удар.

         Частный случайдеформационного старения – синеломкость, вызванная,  главным образом,присутствующим в стали азотом и углеродом. Ее признаки: снижение пластичности,повышение пределов текучести и прочности металла. Синеломкость проявляется ужепри незначительном содержании азота; наивысшие значения предела прочностидостигаются при его содержании около 0,01%.

         В процессе старения в связис сегрегацией атомов у дислокаций электрическое сопротивление итермоэлектродвижущая сила уменьшается /2/.

         Азот в стали определяется спомощью системы Нитрис, работающей аналогично системе Гидрис.

1.5  Процесс неметаллических включений встали

 

Процесс удалениянеметаллических включений является многостадийным и включает в себя всплываниевключений, их переход через границу металла и шлака, ассимиляцию включенийшлаком и их растворение в шлаке.

В зависимости отгеометрической формы включения одного и того же химического состава, равные помассе, в равных температурных условиях и при равенстве прочих параметровокружающей среды, должны всплывать и удаляться с различными скоростями.

Общеизвестная формулаСтокса /3/ применима только в случае всплывания твердых, идеально смачиваемыхметаллом неметаллических включений. При этом металл должен быть неподвижен

                                     Re = 2 · rв · ρМ · w/ηM ≤1,                                                  (3) 

где  Re – число Рейнольдса;

       rв  - радиус включений;

       ρМ– плотность металла;

       w – скорость всплывания включения;

       ηM<sub/> - вязкость металла.

         По Стоксу,скорость всплывания глобулярных включений пропорциональна квадрату радиусавключений, число Рейнольдса нарастает пропорционально кубу их радиуса. Поэтомуформула стокса применима лишь по отношению к включениям размерами < 100 мкм.

Для определения скоростивсплывания мелких жидких включений применяют уравнение Рыбчинского – Адамара

                            />                              (4)

где ηм –вязкость металла

      ηв– вязкость включения.

         Наиболее частожидкими окисными включениями являются силикаты, а их вязкость в сотни и дажетысячи раз больше вязкости металла, поэтому, пренебрегая  во второмсомножителевеличиной ηм, можно получить и для жидких силикатных капельформулу Стокса

                         />/>               />                                            (5)

При размерах капель неболее 100 кмк их деформация, конечно, не имеет места, и подсчет по формуле (5)можно считать надежным

На практике установлено,что перемешивание металла приводит к  значительному ускорению процесса егоочищения от неметаллических включений. Это происходит вследствие ускоренияпроцесса укрупнения включений, увеличения вероятности встреч диспергированных вметалле включений. Потоки металла увлекают вместе с собой неметаллическиевключения. Последние достигают перемешиваемого, контактирующего со шлаком, слояметалла и частично переходят в него с последующей ассимиляцией шлаком. В этомслучае могут всплывать включения, имеющие одинаковую плотность с металлом идаже несколько большую.

Скорость потока металла,достаточная для выноса включений, имеющих даже более высокую плотность посравнению с металлом, в подшлаковый слой определяется уравнением:

                                  />                                    (6)

Степень очищения тонкихслоев металла, оказавшихся непосредственно под шлаком, от неметаллическихвключений зависит от ряда причин  и в конечном итоге определяется соотношениемскоростей перехода включений из подслоя металла в слой, непосредственноконтактирующий со шлаком, скоростью перехода (втягивания) включений в шлак искоростью движения металла в горизонтальном направлении под шлаком.

Докристаллизационныенеметаллические включения, как известно, являются подложкой для последующегообразования на них третичных и, отчасти, четвертичных неметаллическихвключений, в ходе последующей кристаллизации и охлаждения металла.

Таким образом, удалениепервичных и вторичных неметаллических включений играет важную роль длядальнейшего получения металла чистого от неметаллических включений. Поэтомуприменение  пульсирующей подачи инертного газа в ковш имеет важное значение дляполучения чистого по неметаллическим включениям металла.

2 Производствостали

 

2.1  Краткое описание предприятия ООО«Уральская Сталь»

 

ООО «Уральская Сталь»(ОХМК), образованное на базе Орско-Халиловского металлургического комбината,является крупным металлургическим предприятием с полным металлургическимциклом. 5 марта 1955 г. доменная печь № 1 выдала первый чугун, и этот день сталдатой рождения Орско-Халиловского металлургического комбината.

ООО «Уральская Сталь»работает на базе уникального месторождения природно-легированной железной руды.В руде этого месторождения, кроме железа, содержатся такие ценные элементы, какникель, хром и кобальт. В этом же районе были найдены промышленные запасыизвестняка, никеля и огнеупорной глины.

Сегодня ООО «УральскаяСталь» — это прокат высокого качества, это около ста марок углеродистой,легированной и низколегированной стали, это единственный в мире хроконикелевыйприродно-легированный чугун, кокс и химическая продукция. Имея высокиепотребительские свойства, сталь с маркой ООО «Уральская Сталь» находит широкоеприменение во многих отраслях народного хозяйства: при строительствегазопроводов и океанских кораблей, котлов и сосудов, работающих под давлением,для изготовления оборудования атомных электростанций, при сооружении мостов,валов электродвигателей и осей вагонов, сельскохозяйственных машин, автомобилейи бытовых приборов.

ООО «Уральская Сталь»имеет свидетельства отечественных органов стандартизации и метрологии,удостоверяющие, что его прокат является новой и высокоэффективной продукцией.Комбинат имеет свидетельства фирм Ллойд, БС, ТЮФ и турецкого институтастандартов, удостоверяющие, что ООО «Уральская Сталь» является предприятием,гарантирующим поставку проката по международным стандартам. Наряду с этим ООО«Уральская Сталь» производит около 20% стали повышенного качества с комплексомсвойств, не имеющих аналогов  в зарубежном производстве.

Продукцию комбината знаютне только во всей стране, но и за ее пределами. Трубную заготовку изуглеродистых, низколегированных и легированных сталей получают Челябинскийтрубопрокатный завод, Первоуральский новотрубный завод,  Волжский и Синарскийтрубные заводы. Прокат из листовой стали для котлов и сосудов, работающих поддавлением, используют на нефтехимических заводах в г. Дзержинске, Рузаевке,Салавате.

Прокат из конструкционнойстали отправляют на мостостроительные заводы г. Улан-Удэ, Воронежа, Чехова,Кургана. Получателями листового и полосового проката повышенного качестваявляются известные автомобилестроительные заводы: ПО «ГАЗ», ОАО «КАМАЗ»,«БЕЛАЗ», «МАЗ», ПО «АЗЛК», ПО «ЗИЛ».

Являясь поставщиком такихкрупных отечественных предприятий, ООО «Уральская Сталь» экспортирует своюпродукцию и за рубеж.

В состав мартеновскогоцеха входят:

— печной пролет с двумядвухванными 250 х 250 тонн и четырьмя 450-тонными мартеновскими печами;

— разливочный пролет с 10разливочными кранами;

— миксерные отделения № 1и № 2, в которых установлены 2 миксера емкостью 1300 т. для передельногочугуна;

— шихтовое отделение соскладами магнитных и сыпучих материалов;

— шлаковое отделение.

Особенностью   ООО«Уральская Сталь» является то, что при большом объеме производства продукциивыплавляют только спокойную сталь, в том числе свыше 60% легированных инизколегированных марок, и высокопрочную сталь специального назначения. В цехевыплавляют около ста различных марок стали. Половина всего объема производства– сталь с массовой долей серы менее 0,025%.

В целях повышениякачества жидкой стали  на комбинате применяют отсечку печного шлака на выпуске,продувку стали  в ковше инертным газом (аргоном, азотом или смесью аргона иазота), а также разливку с защитой струи металла от окисления инертными газами.Внедрение этого комплекса внепечной обработки металла позволило обеспечитьоднородность стали по химическому составу,  улучшить качество выплавляемойстали, и, в конечном итоге, обеспечить получение высококачественного проката/9/.

2.1.1  Существующаятехнологическая схема

 

Существующаятехнологическая схема представлена на рисунке 1.

/>

Выплавка стали           Внепечная обработка              Разливка

/>

          Прокатка                          Прокатка                       Готовая продукция

                Рисунок 1 – Существующая технологическаясхема

         Производство стали 17Г1С вдвухванном сталеплавильном агрегате осуществляется с раскислением илегированием стали в ковше на выпуске, раскисление алюминием  производятчушками, что приводит к высокому угару. Такая внеагрегатная обработка непозволяла получить точный химический состав, что приводит к 5-ти процентномупереназначению плавок в более дешевые и простые, такие как ст3. Невозможностьконтролировать степень угара раскислителей приводит к тому, что крайне труднополучить металл, отвечающий заданным стандартам и конкурентно способный навнутреннем рынке. Внепечная обработка не позволяет получать сталь,удовлетворяющую современным требованиям, предъявляемыми потребителями. Крометого, разливка стали в цехе производится в слитки, что обеспечивает большуюнорму расхода металлошихты.

         Предлагаемая технологическаясхема представлена на рисунке 2.

/>         Выплавкастали                Внепечная обработка            Разливка стали

              Прокатка                             Готовая продукция

         Рисунок 2 – Предлагаемаятехнологическая схема

         Внедрение непрерывнойразливки позволит  существенно снизить расходный коэффициент. Расходметаллошихты снижается на 7-10%. Кроме того непрерывная разливка предъявляетряд требований по качеству металла. Это низкое содержание  серы и фосфора вметалле (0,01 – 0,015 массовая доля, %), низкое содержание НВ (неметаллическихвключений), отклонение по температуре не более 5ºС. Для обеспечения этихтребований  устанавливается АКОС (агрегат комплексной обработки стали), которыйпозволит снизить температуру металла на выпуске, что снижает угар и увеличиваетсрок  службы огнеупоров. Установка доводки металла позволяет сэкономить дорогиеферросплавы, существенно снизить содержание растворенных в металле газов, чтопозволит отказаться от дорогой противофлокенной термообработки и поможетобеспечить выпуск качественной продукции, удовлетворяющей западным стандартам иконкурентоспособной как на внутреннем, так и на внешнем рынке.

2.1.2  Выбор марки стали

 

Для производства выбранаконструкционная сталь, которая работает при высоких динамических нагрузках.Вследствие этого она должна иметь высокий предел текучести, малуючувствительность к концентраторам напряжений. А в  изделиях, работающих примногократно прилагаемых нагрузках – высокий предел выносливости, достаточный запас температурной вязкости и низкий порог хладноломкости. Кроме того,улучшаемые стали должны обладать хорошей прокаливаемостью и малойчувствительностью к отпускной хрупности.

В изделиях крупныхсечений (диаметром свыше 15 – 20 мм) механические свойства легированных сталейвыше, чем у углеродистых. Это объясняется тем, что легированные стали обладаютлучшей прокаливаемостью. Если детали работают на кручение, то напряжение  посечению распространяется неравномерно. Для таких деталей сквознаяпрокаливаемость не нужна. В этом случае для надежного обеспечения прочностидеталей закаленный слой должен располагаться на глубине не менее половинырадиуса от поверхности. Для деталей, работающих на растяжение (шатуны,торсионные валы, ответственные болты и др.) нужно обеспечить сквознуюпрокаливаемость по всему сечению. Для изделий, требующих высоких значенийударной вязкости и низкого порога хладноломкости, работающих при низкихтемпературах с высокими скоростями приложения нагрузки и при наличииконцентратов напряжений, следует применять наследственно мелкозернистыеспокойные стали, предпочтительно легированные никелем и молибденом.

Механические свойствастали в первую очередь определяются содержанием в них углерода, от качествакоторого и зависит закаливаемость стали. Прокаливаемость определяетсяприсутствием легирующих элементов. В условиях полной прокаливаемостимеханические свойства  стали мало зависят от характера легированности.Исключение составляет никель и молибден, повышающие сопротивление хрупкомуразрушению. В т же время никель увеличивает пластичность и вязкость стали,уменьшая чувствительность к концентраторам напряжений и понижает температурупорога хладноломкостию. Повышая запас вязкости, никель увеличивает ударнуювязкость. Однако применение сталей с излишне высоким содержанием хрома, марганцаи кремния, обеспечивающих высокую прокаливаемость, способствует повышениюсклонности к хрупкому  разрушению. На порог хладноломкости (склонность кхрупкому разрушению) также  оказывает влияние сера, фосфор, азот, водород,неметаллические включения (НВ). Они повышают температуру порога хладноломкости,поэтому к сталям, работающим при низких температурах, предъявляются требованиячистоты по сере, фосфору, азоту, водороду и НВ. Содержание серы и фосфорадолжно быть не более 0,04 и 0,035 массовой доли, соответственно, а содержаниеводорода не более 2 см3/100 гр.

Наиболее распространеннойконструкционной сталью является сталь марки 17Г1С.

2.1.3  Материальный баланс плавки стали17Г1С

 

Требуемый химическийсостав для стали 17Г1С представлен в таблице 1 /10/.

Таблица 1 – Химический состав стали17Г1С, массовая доля, %

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

         Состав чугуна, скрапа, металла порасплавлении и перед раскислением приведены в таблице 2.

Таблица 2 – Расчет на 100 кгметаллической шихты для стали 17Г1С,

                     массовая доля, %

Материал C Si Mn P S 1 2 3 4 5 6 Чугун (65%) 4,100 0,78 0,310 0,063 0,014 Скрап (35%) 0,300 0,50 1,380 0,035 0,040 Средний состав шихты 2,770 0,683 0,685 0,053 0,023 Металл по расплавлению 0,970 Следы 0,240 0,019 0,023 Металл на выпуске 0,040 Следы 0,120 0,011 0,021

         Рассчитаем первый периодплавки.

         Средний состав шихтыприведен в таблице 3.

Таблица 3 – Определение среднегосостава шихты, кг.

Материал C Si Mn P S 1 2 3 4 5 6 Чугун 2,665 0,507 0,202 0,041 0,009 Скрап 0,105 0,176 0,483 0,012 0,014 Итого 2,770 0,683 0,685 0,053 0,023

         Расход кислорода иколичество получающихся окислов  рассчитаны  в таблице 4.

Таблица 4 – Расход кислорода иколичество окислов, кг.

Окисление Угар примесей Расход кислорода Масса окисла 1 2 3 4 С → СО 1,800 2,400 4,200

Si → SiO2

0,683 0,781 1,464 Mn → MnO 0,445 0,129 0,575

P → P2O5

0,034 0,049 0,083

Fe в дым → Fe2O3

0,500 0,190 0,690 Итого 3,462 3,408 6,528

         Износ футеровки представленв таблице 5.

Таблица 5 – Износ футеровки, кг.

Материал 1 период 2 период За плавку 1 2 3 4 Магнезитохромит 0,2 0,1 0,3 Доломит 1,2 0,3 1,5

         Примем загрязненность скрапа1,5%.

         Загрязнения типа глины  SiO2 = 50%;  Al2O3 = 28%; H2O =22%.

         Загрязнениями вносится:

         — SiO2 ………………… 35 · 0,015 ·0,50 = 0,262 кг;

         — Al2O3 ………………. 35 · 0,015 · 0,28 = 0,147 кг;

         — Н2О ……………….  3 · 0,015 · 0,22 = 0,115 кг.

         Итого:                  Σ = 0,524 кг.

         Принято, что окисленностьскрапа (в виде  Fe2O3) составляет 1% его массы, т.е. 0,35 кг. Согласнопроведенным исследованиям на ОАО «Уральская Сталь», вместе с чугуном из миксерапопадает небольшое количество шлака (1,5% массовой доли чугуна) 1,5 кг/100 кг,при этом состав шлака:

         45,0% CaO; 6,0% Al2O3; 7,5% MgO;

         40,0% SiO2; 1,5% S.

         Миксерный шлак внесет:

         — CaO …………………… 0,45 · 1,5 = 0,675 кг;

         — SiO2 …………………. 0,40 · 1,5 = 0,6 кг;

         — Al2O3………………… 0,06 · 1,5 = 0,1125 кг;

         — MgO …………………0,075 · 1,5 = 0,1125 кг;

         — S …………………….  0,015 · 1,5 = 0,0225 кг.

         Известняка вводим 1,5 кг.

         Поступит  SiO2 из материалов:

         — металлошихты ………1,464 кг;

         — магнезитохромита …. 0,012кг;

         — загрязнений скрапа … 0,262кг;

         — миксерного шлака …. 0,6кг;

         — доломит ……………… 0,024 кг;

         — известняка ………….  0,002  ·  х кг.

                                             Σ 2,362 + х Σ 0,02 кг

         Поступил  Al2O3 из материалов:

         — магнезитохромита …  0,008кг;

         — загрязнений скрапа … 0,147кг;

         — миксерного шлака …. 0,090кг;

         — доломит ……………..  0,024 кг;

         — известняк. …………..  0,003 ·х кг.

         Поступление MnO из материалов:

         — металлошихты ……..  0,574кг;

         — известняк. …………… 0,0015 ·х кг;

                                             Σ   0,574 + 0,0015 · х кг

         Поступление MgO из материалов:

         — магнезитохромита …. 0,132кг;

         — миксерного шлака ….  0,116кг;

         — доломит ……………..  0,432 кг;

         — известняк ……………  0,02 · х кг

                                            Σ  0,677 + 0,02 · х кг

         Поступление СаО изматериалов:

         — магнезитохромита ….  0,004кг;

         — миксерный шлак ……  0,675кг;

         — доломит ………………   0,660кг;

         — известняк …………….  0,53  · х кг

                                             Σ  1,339 + 0,53  · х кг

         Поступление Р2О5из материалов:

         — металлошихты ………. 0,083кг;

         — известняка …………… 0,0007 · х кг

                                             Σ  0,083 + 0,0007 · х кг

         Поступление S из материалов:

         — металлошихты ……….  0,001кг;

         — миксерного шлака …… 0,0215кг;

         — известняка ……………. 0,001  ·х кг

                                                Σ  0,0225 + 0,001  · х кг

         Содержание FeO  и Fe2O3  с учетом экспериментальных данныхпринято равным соответственно 20% и 7%

         Количество шлака порасплавлению

                                               Lш = 0,262 · Lш + 5,327 + 0,5747 · х                               (7)

         Второе уравнение составляемпо основности шлака 1 периода, которую примем 1,8, тогда:

         (1,339 + 0,53 · х)/(2,362 + 0,02 · х) = 2,0

         х = 6,908

         Масса шлака составит:

         Lш = 5,327 + 0,5747 · 6,908/0,738 = 12,6 кг.

         Рассчитаем количество исостав шлака периода расплавления:

         SiO2  ………………… 2,362 + 0,02· 6,908 = 2,50 кг;

         Al2O3………………..  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;

         P2O5…………………  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;

         Fe2O3…………………  0,07 · 12,6 = 0,79 кг.

                                  Σ  Lш = 12,6 

         Баланс железа  1 периодаплавки приведен в таблице 6.

         Количество окислившегосяжелеза

         0,357 + 1,886 = 2,243 кг.

         Расход кислорода на окислениежелеза до Fe2O3

                0,357 · 48/112 = 0,153 кг.

         Расход кислорода наокисление железа до FeO

         1,886 · 16/56 = 0,539 кг.

Таблица 6 – Баланс железа 1 периодаплавки

Источник

Из Fe2O3, кг.

Из  FeO, кг. 1 2 3 Доломит 0,0025 - Магнезитохромит 0,0140 - Известняк 0,01 - Окалина скрапа 0,017 0,080 Итого 0,1965 0,080 Содержится в шлаке 0,553 1,966 Переходит в сталь 0,357 1,886

         Расход кислорода наокисление железа до FeO

         1,886 · 16/56 = 0,539 кг.

         Так как в первый периодвыделяется много СО, то окислительная способность печи будет небольшой, ееможно принять 5 кг/м2 · ч.

         Примем площадь пода однойванны 54 м2, тогда продолжительность процесса будет 2,9 часа.

         Количество кислорода,поступившего из атмосферы:

         5 · 54 · 2,9 · 100/250000 =0,31 кг/100 кг.

         Необходимое количествочистого кислорода:

         3,408 + 0,153 + 0,539 – 0,31– 0,0735 = 3,716 кг.

         Коэффициент усвоенияподаваемого в ванну кислорода 90%

         Расход техническогокислорода:

         3,716 · 22,4/0,95 · 0,9 · 32 =3,04 м2/100 кг.

         На 1 тонну металлошихты  потребуется3,04 м3/т технического кислорода.

         Расход чистого кислорода

         3,716 · 22,4/32 = 2,601 м3

         Расход  чистого кислорода сучетом коэффициента усвоения:

         2,601/0,9 = 2,89 м3

         4,34 · 0,1 = 0,304 м3 (0,434 кг)

         Количество неусвоенногоазота:

         4,34 · 0,05 = 0,152 м3 (0,217кг)

         Количество техническогокислорода, поступающего в ванну:

         3,716 + 0,217 + 0,304 =2,966 м3 (4,237 кг)

         Корольков в шлаке будет 10%от массы шлака

         12,6 · 0,05 = 1,26 кг.

         Выход металла после 1периода плавки:

         Мж.ст = Мм.ш.– (Мм.ш./100)[(∆ [С] + ∆[Mn] + ∆[Р]) – Мж.шл-Мк-Мб.д.q                 (8)

где  Мж.ст – масса жидкойстали, кг;

        Мм.ш – массаметаллошихты, кг;

        ∆ [ ] – угар примесей,кг;

       Мж.шл – массашлака, кг;

       Мк – массакорольков, кг;

       Мб.д. – массабурого дыма, кг.

         Мж.ст. = 100 –(1,8 + 0,683 + 0,445 + 0,034) – 2,243 – 0,524 – 0,35 – 1,26 – 1,5 =

= 91,16 кг.

         Выделится СО2 изматериалов:

         — известняка ………………. 2,867;

         — доломита ………………… 0,030.

                                                    Σ   2,897

         Выделится Н2О изматериалов:

         — загрязнений скрапа ………0,115;

         — известняка ………………. 0,060;

         — доломита ………………… 0,026

                                                     Σ  0,201

         Материальный баланс 1периода плавки представлен в таблице 7.

Таблица 7 – Материальный баланс 1периода

Поступило Получено Источники Масса, кг Источники Масса, кг. 1 2 3 4 Металлошихты 100,00 Металла 91,16 Известняка 6,908 Шлака 12,60 Магнезитохромит 0,20 Корольки 0,350 Доломит 1,20 СО 4,2 Кислород из атмосферы 0,31

СО2

2,897 Технический кислород 4,237

Н2О

0,201 Неусвоенного кислорода 0,434

N2

0,217

Fe2O3 в бурый дым

0,69 Итого 112,155 Итого 112,746

         2 период плавки

         Расход кислорода и количествоокислившихся примесей во время доводки в таблице 8

Таблица 8 – Расход кислорода иколичество окислов в период доводки, кг.

Окисление Угар примесей Расход кислорода Масса окисла 1 2 3 4 C → CO 0,930 1,240 2,17

Si → SiO2

- - - Mn → MnO 0,12 0,032 0,142

P → P2O5

0,010 0,013 0,029 Fe →  в дым 0,0018 0,0018 0,0036 Fe →  в дым 0,365 0,137 0,502 Итого 1,41 2,306 3,716

         Расчет состава и количествашлака приведен в таблице 9.

Таблица 9 – Определение количествасоставляющих шлака периода доводки, кг.

Источ-ники

SiO2

Al2O3

MnO MgO CaO

P2O5

S FeO

Fe2O3

Σ 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 Шлак периода распла-вления 2,500 0,290 0,57 0,81 5,000 0,088 0,023 2,52 0,79 12,6 Магне-зито-хромит 0,006 0,004 - 0,06 0,002 - - - 0,011 0,10 Метал-лошихта - - 0,14 - - 0,023 - 0,40 0,074 0,63 Добав-ка из-вести 0,046 0,007 - 0,04 1,117 0,001 - - 0,005 1,22 Итого 2,552 0,301 0,71 0,92 6,119 0,112 0,025 2,92 0,88 14,6

        

         Основность шлака равна:

         41,91/17,48 = 2,4

         Выход металла:

         Мж.ст. = 91,16 –1,41 – 0,311 – 0,0518 – 14,577 · 0,05 + 0,27 = 88,68 кг.

         Количество [FeO], образовавшегося за счет окисленияжелеза во втором периоде плавки

          [FeO] = 2,92 – 1,886 = 1,034 кг.

         Количество  [Fe2O3],  образовавшегося за счет окисления железа во второмпериоде плавки

         [Fe2O3] = 0,531 – 0,357 = 0,174 кг.

         Расход кислорода наокисление железа до   [FeO]

         1,034 · 16/72 = 0,230 кг.

         При этом окислится железа

         1,034 – 0,230 = 0,804 кг.

         Расход кислорода наокисление железа до [Fe2O3]

         0,174 · 48/160 = 0,052 кг.

         При этом окислится железа

         0,174 – 0,052 = 0,122 кг.

         Количество корольков в шлакепримем 5%

         14,577 · 0,05 = 0,729 кг.

         Количество кислорода,поступившего из атмосферы

         5 · 54 · 100/250000 = 0,108кг.

         Количество кислорода,которое пошло на окисление элементов:

                                    

                                              ОΣ = ОС + ОMn + OP + OFeшл + ОFeпыль                              (9)

         ОΣ = 2,306 +0,230 + 0,052 + 0,027 = 2,615 кг.

         Количество кислорода,которое надо подать через фурмы:

         2,615 – 0,108 = 2,507 кг.

         Необходимое  количество технического кислорода

         2,507 · 22,4/0,95  · 32 ·0,9 = 2,053 м3/100 кг.

         Количество неусвоенногокислорода

         2,053 · 0,1 = 0,2053 м3

         Количество азота

         2,053 · 0,05 = 0,103 м3

         Материальный баланс второгопериода плавки представлен в таблице 10.

Таблица 10 – Материальный балансвторого периода плавки

Поступило Получено Источники Масса, кг Источники Масса, кг. 1 2 3 4 Металл 91,160 Сталь 88,680 Продолжение таблицы 10 1 2 3 4 Шлак 12,600 Шлак 14,577 Магнезитохромит 0,100 Корольки 0,729 Доломит 0,300 Бурый дым 0,502 Кислород из атмосферы 0,108

Газы

СО

2,170 Технического кислорода 2,930

СО2

0,183 Извести 1,314

N2

0,103

О2

0,205

SO2

0,0036 Итого 108,512 Итого 107,235

         Материальный баланс всейплавки представлен в таблице 11

Таблица 11 – Материальный баланс всейплавки, кг.

Поступило Получено Источники Масса, кг Источники Масса, кг. 1 2 3 4 Металлошихта 100,00 Сталь 88,68 Магнезитохромит 0,300 Потери с корольками 1,07 Доломит 1,500 Шлак 10,228 Кислород из атмосферы 0,418 Бурый дым 1,192 Технический кислород 6,967

Газы

СО

6,370 Извести 1,314

СО2

3,080 Известняк 6,908

N2

0,337

O2

0,707

H2O

0,201 Продолжение таблицы 11 1 2 3 4 Итого 117,407 Итого 116,226

2.1.4  Тепловой баланс рабочего пространства

 

Тепловой баланс рабочегопространства двухванной печи рассчитывается для одной камеры (расчет ведем навсю плавку)

Приход тепла

Физическое тепло чугуна

Физическое тепло чугунасчитается по формуле:

                                   

                           Qчуг = Мчуг · [СТВ· tпл + q + Cжид · (tжид — tпл]                             (10)

где  Qчуг – физическое тепло чугуна, кДж;

        СТВ – средняяудельная теплоемкость твердого чугуна, кДж/ (кг · ºС);

        tпл – температура плавления чугуна, ºС;

        q – скрытая теплота плавления, кДж/кг;

        Cжид – средняя удельная теплоемкость жидкого чугуна, кДж/(кг ·ºС);

        tжид – температура жидкого чугуна, ºС.

         Qчуг = 250000 · 0,65  · [0,178* 1200 + 52 + 0,2 (1350 – 1200) ] =201,267 кЛж

         Тепло шлакообразования

         SiO2 → (CaO)2· SiO2 ………………. 0,69 · 60 · 554 · 2500/28 = 2,05 · 10ºккал

         Р2О5 → (СаО)3 · (Р2О5)……………… 0,045 · 142 · 1132 · 2500/62 = 0,292· 10ºккал

         Σ Qшл = 2,342 · 10ºккал

         Физическое тепло скрапа

                                    Qскр = 0,112  · 20 · 35 · 2500 = 0,169 ·106 ккал

         Тепло экзотермическихреакций

         Тепло экзотермическихреакций определяется по формуле:

                                                    Qэкз = ∆Н1 · ∆С1· 2500                                            (11)

где   Qэкз – тепло, выделяемое экзотермическими реакциями,   106ккал

        ∆Н1 –тепловой эффект химической реакции,   106 ккал

        ∆С1 –изменение концентрации i-гокомпонента, кг.

Таблица 12 – Тепло экзотермическихреакций,   106 ккал

С → СО (1,8 + 0,93)  · 8134 · 2500 = 55,535

Si → SiO2

0,69 · 7423 · 2500 = 12,8 Mn  → MnO 0,565 · 1758 · 2500 = 2,48

P → P2O5

0,045 · 5968 · 2500 = 0,670

Fe  → Fe2O3 (в дым)

(0,5 + 0,503) · 1758 · 2500 = 3,53

Fe  → Fe2O3 (в шлак)

(0,357 + 0,074) · 1758 · 2500 = 1,89 Fe  → FeO (0,4 + 1,886) · 1150 · 2500 = 6,57

  

         Итого: ΣQэкз = 3,53 + 1,89 + 6,57 + 0,67 + 2,48 +12,8 + 55,54 = 82,89 · 106 ккал

         Химическое тепло природногогаза

         Расход природного газапринимаем за х и определяем химическое тепло природного газа по формуле:

                                               Qпр.газ = ∆Нпр.газ · 2500 ·х                                               (12)

где  Qпр.газ – химическое тепло природного газа, МДж;

        ∆Нпр.газ –тепловой эффект реакции горения природного газа, 106 ккал/м3;

        х – расход природного газа, м3.

        

         Qпр.газ = 8291 · х

         Расход тепла

         Физическое тепло стали

         Физическое тепло сталиопределяется по формуле:

                                            Qст = Мст · [СТВ ·tпл + q + Cжид · (tжид — tпл],                        (13)

где  Qст – физическое тепло стали, кДж;

       Мст – масса стали,кг;

        СТВ – средняяудельная теплоемкость твердой стали, кДж/ (кг · ºС);

        tпл – температура плавления стали, ºС;

        q – скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;

        Cжид – средняя удельная теплоемкость жидкой стали, кДж/(кг ·ºС);

        tжид – температура жидкой стали, ºС.

         Температура плавления сталиопределяется по формуле:

                                        tпл = Тлик – 80 · [% С],                                                         (14)

где  Тлик – температураликвидуса,  ºС;

        [% С] – содержание углерода вметалле, массовая доля, %

        

         tпл = 1539 – 80 · (0,04) = 1536ºС

         Qст = [0,167 · 1536 + 65 + 0,2 · (1600 – 1536)] · 88,68 · 2500 =74,12  106 ккал

         Физическое тепло шлака икорольков

         Физическое тепло шлакаопределяется по формуле:

         Qшл =(0,298 · 1550 + 50) · 12,6 · 2500 + (0,298 · 1630 + 50) · 1,98 · 2500 +

+ (2,298 · (1630 – 1550) + 50) · 12,6· 2500 = 21,10 ·   106 ккал

         Тепло, уносимое продуктамигорения.

         Принимаем температуруотходящих газов равной 1650ºС

         СО      1650х  · 0,569 ·0,974 = 914,4х

         Н2О     1650х ·0,444 · 1,925 = 1410х

         N2        1650х · 0,347 · 0,332 = 190х

          Qпр.г. = 2514,4  ·  х

         Тепло на разложениеизвестняка

            Qизв = 6,908  ·  2500 ·  425 = 7,34 ·  106 ккал

            Тепло на испарение влагии нагрев паров

             Qисп =   (1  · 100 + 539 + 0,444 · 1650 · 22,4/18 – 0,36 · 100 ·22,4/18) · 2500 ·

· 0,201 = 0,76 ·   106ккал

         Тепло для нагрева СОвыделяющегося из ванны

          QСО = 0,569 · 1650 · 6,37 · 2500 · 22,4/28 = 11,96 ·   106ккал

         Тепло для нагрева СО2и SO2 выделяющихся из ванны

         QСО2, SO2 = 0,569 · 3,08 · 2500 · 22,4/44 + 0,569 · 1650 · 0,0036 ·2500 · 22,4/64 =

= 3,68 ·  106 ккал

         Тепло для нагреванеусвоенного  N и О

         Qнеусв. =  0,347·1650· 2500  · 0,337 · 22,4/28 + 0,368 · 1650 ·2500· 0,707 · 22,4/32= =  1,13 ·  106 ккал

         Тепло, уносимое бурым дымом

         Qб.л. = (0,294  · 1650 + 50) · 1,192 · 2500 = 1,59 · 106ккал

         Потери тепла на охлаждениепечи

         Расходы воды на одну крышку6 м3/ч тогда на три крышки 6 · 3 = 18 м3/ч.

         Расход воды на столбики 2 ·6 = 12 м3/ч, на амбразуру шлаковой летки 4 м3/ч.

         Итого воды на охлаждениепечи 34 м3/ч.

         Qохл.п. = 34000  · 20 · 4,3 = 2,9 · 106 ккал

         Тепло на охлаждениекислородных фурм

         Qохл.к.ф. = 3 · 2,43 · 0,2 · 4,2 · 300000 · 3,14 = 5,76 · 106ккал

         Тепло на охлаждение рамзавалочных окон и пятовых балок

         Расход воды равен 3,6 м3/ч.Выход пара составляет 90%, то есть 3,6 · 0,9 =

= 3,24 м3/ч.

         Нагрев воды на 90ºСпотребует тепла

         Qз.о., п.б. = (3,6 – 3,24) · (90 – 20) · 1000 · 4,3 = 0,1 · 106ккал

         Потери тепла на получение пара

         Qпол. пара = [(100 – 20) + 535 + 0,36 (150 – 100) · 22,4/18] · 3,24 ·1000 · 4,3 =

= 8,9  · 106 ккал

         Таким образом, потери теплана охлаждения рабочего пространства

         Qраб.пр = Qохл.п. + Qохл.п.ф. + Qз.о,п.б. + Qпол.пара = 17,76 · 106 ккал

         Потери тепла через кладкупринимаем 4%

         Qкл = 0,04 (133,46 · 106 + 8291х) = 5,34 · 106 +331,64х

         Потери тепла через окна игляделки 0,95%

         QОКН = 0,0096 (133,46 · 106 + 78,76  ·  х

         Потери тепла на диссоциациюН2О и СО2 равны 0,5%

         Qдис = 0,005  · 82911 ·  х

         Потери тепла с выбивающимисягазами составляют 0,4%

         Qвыб = 0,004 · 82911 ·  х = 33,16х

         Полный расход тепла

        

         Qрасх = Qвыб + Qдис + Qокн + Qкл + Qраб.пр. + Qб.л. + Qнеусп + QCO2, SO2 +

                                     + QCО + Qисп + Qпр.г. + Qшл + Qст                                                (15)

         Qрасх = 146,64 + 2999,42  ·  х

                                                Qприх = Qрасх                                                                    (16)

         133,46 · 106 +82,9х – 146,64 · 106 + 2999,42х

         х = 2490 – расход природногогаза на плавку

         Тепловой баланс плавкиприведен в таблице 13.

Таблица 13 – Тепловой баланс рабочегопространства камеры двухванной печи

Приход тепла Расход тепла Статьи затрат

Кол-во тепла, 106 ккал

Статьи затрат

Кол-во тепла, 106 ккал.

1 2 3 4 Физическое тепло чугуна 48,035 Физическое тепло стали 74,12 Продолжение таблицы 13 1 2 3 4 Тепло экзотермических реакций 82,890 Физическое тепло шлака с корольками 21,99 Физическое тепло скрапа 0,196 Тепло на разложение известняка 7,34 Тепло шлакообразования 2,340 Тепло продуктов горения 6,26 Тепло от сжигания природного газа 20,640 Нагрев воды и испарение влаги 0,76 Тепло на нагрев газов 16,77 Тепло, уносимое бурым дымом 1,59 Потери тепла на охлаждение (через кладку, излучением, диссоциацию, с газами) 25,58 Итого 154,311 Итого 154,410

         2.2 Технология плавкистали марки 17Г1С

 

         Для уменьшения времени плавкинеобходимо ужесточить качество и сократить время загрузки лома за счет лучшейорганизации завалки. Проводить более тщательную сортировку лома и увеличиватьнасыпную плотность.

         Периоды плавки:

         — заправка – 10 мин.;

         — завалка – 25 мин.;

         — прогрев – 40 мин.;

         — слив – 15 мин.;

         — плавление – 35 мин.;

         — доводка – 40 мин.;

         — выпуск – 15 мин.;

         Итого:    Σ = 180 мин.

2.2.1  Заправка печи магнезитовым порошком

 

Заправку печи производятмагнезитовым порошком или обожженным доломитом во время выпуска плавки /11/.

В целях безопасности призаправке печи объемный расход кислорода на  продувку в соседней ванне снижаютдо 4000 – 4500 м3/ч.

Заправку печи вышешлакового пояса совмещают с периодом доводки предыдущей плавки. Загущение шлаказаправочными материалами не допускается.

         Заправкушлакового пояса печи производят во время выпуска, начиная с задней стенкинапротив среднего завалочного окна с таким расчетом, чтобы не засыпатьгорловину сталевыпускного отверстия.

Восстановление рабочегослоя стен и откосов ниже шлакового пояса производят после полного удаленияметалла и шлака из печи, не допуская попадания значительного количестваматериалов на подину печи.

Завалку агломерата илируды (1-2 мульды) в среднее окно начинают после того, как сталевар предупредитподручных, находящихся у стальной летки и убедится в ее чистоте. Расстояние отагломерата (руды) до  козырька летки должно быть приблизительно 100 мм.

2.2.2  Завалка и прогрев шихты

 

Начинать завалку приналичии на подине застоя глубиной более 150 мм запрещается.

Шихтовые материалы подаютк печи к началу выпуска плавки. Завалку шихты производят в следующейпоследовательности: легковесный лом, известь или известняк, тяжеловесный лом. Впоследнюю  очередь заваливают бой изложниц и твердый чугун. Завалку металлоломапроизводят равномерно в каждое окно без образования бугров, особенно подкислородными фурмами.

После завалки шихтыпроизводят отталкивание лома от передней стенки и подсыпку порогов доломитомили дробленым известняком крупностью 10-50 мм. Не допускается попадание скрапини мелкого металлолома на пороги.

В случае необходимости(при высокой подине) перед подсыпкой порогов делают гребешки из обожженногодоломита или магнезитового порошка

Перед заливкой чугунашихта должна быть хорошо прогрета. Признаком нормального прогрева являетсяоседание легковесного лома и легкое оплавление кромок тяжеловесного лома.Прогрев не должен приводить к местному закозлению шихты. При задержках впериоды завалки и прогрева необходимо сократить тепловую нагрузку,  не допускаяоплавления шихты.

2.2.3  Заливка чугуна

 

После прогрева шихтыустанавливают заливочный желоб и заливают чугун. Разрешается на 10 минут дозаливки чугуна подавать на металлический лом кислород через кислородные фурмыдо 4000 м3/ч для проплавления «колодцев». При этом фурмы должнынаходиться на минимальном расстоянии от поверхности лома. Запрещается опускатьфурмы непосредственно на шихту, т.к. это может привести к прогару фурм.

Заливку чугуна производятв среднее окно. Во время заливки чугуна через кислородные фурмы подают кислороддо 4000 м3/ч. При перегреве шихты или в случае перегрева при сливечугуна более, чем на 20 минут, во избежании бурных реакций  в печи и выбросовшлака на рабочую площадку, подача кислорода на кислородные фурмы должна бытьуменьшена до уровня, обеспечивающего спокойное течение плавки без бурныхреакций и выбросов шлака. Поданный чугун сливают медленно.

2.2.4  Плавление чугуна

 

Началом периода плавлениясчитают момент окончания заливки чугуна. Продувку ванны кислородом осуществляюттремя фурмами. Головки фурм во время продувки располагают на границе разделашлак-металл. Установку фурм по указателю  положения фурм и визуально. В течениевсего периода продувки сталевар систематически проверяет положение и состояниефурм для своевременного обнаружения течи воды. В случае невозможности опуститьфурмы  на границу шлак-металл из-за наличия твердой шихты, выступающей надповерхностью, объемный расход кислорода сокращают до 4000 – 5000 м3/ч.

Спуск шлака производятчерез порог среднего завалочного окна. Общий объем спущенного шлака должен быть0,5 – 1 объема чаши. Через 40 минут после заливки чугуна отбирают первую пробуметалла и шлака на химический анализ и вводят термоэлектрический преобразовательнепрерывного измерения температуры  жидкой стали. Допускается измерениетемпературы жидкой стали термопреобразователями  разового кратковременногопогружения. Перед отбором проб и измерением температуры  металлатермопреобразователями разового погружения интенсивность продувки ванныкислородом должна быть снижена до 4000 м3/ч.

При наличии бурныхреакций в печи отбор проб металла  и шлака и измерение температуры металлатермопреобразователями разового погружения запрещается. При бурном вскипанииванны поднять продувочные фурмы, отключить кислород, отключить газокислородныегорелки, если они были в работе.

После отбора первой пробыметалла в случае необходимости к печи должны быть поданы агломерат и известнякв количестве 4-5 тонн каждого.

Момент расплавленияусловно записывают в паспорт плавки при достижении температуры металла не ниже1500ºС. При этой температуре массовая доля углерода в металле должнасоставлять не менее 0,8%. Если это условие не выполняется, то разрешаетсяпередув ванны и нагрев металла до заданной температуры с последующимнауглероживанием металла в ковше  до заданного содержания углерода в готовомметалле.

Основность шлака порасплавлении ванны должна быть не ниже 1,8. При необеспечении по расплавлениитребуемой основности шлака производят присадку извести (известняка).

2.2.5  Доводка чугуна

 

Оптимальным ходомпроцесса доводки плавки считается такой, когда продувка ванны кислородомведется без перерывов всеми фурмами и без присадок материалов в печь,  при этомтемпература металла  на выпуске должна обеспечивать нормальную его разливку.

В случае необходимостирегулирование скорости окисления углерода и скорости нагрева металлаосуществляют изменением интенсивности продувки и положения кислородных фурм.

При перегреве металла впечь присаживают  агломерат или известняк, рекомендуется вводить их всоотношении 1:1. При этом учитывают, что при присадке 1 тонны агломерататемпература металла снижается на 30ºС, известняка – на 20ºС, а подъемтемпературы металла составляет 10-15ºС при выгорании 0,1% углерода.

При температуре металла1580ºС и более охлаждение ванны рекомендуется производить толькоизвестняком.

По ходу доводки черезкаждые 15-20 минут отбирают пробы металла для контроля массовой доли углерода,фосфора, серы, марганца, хрома, никеля, меди. Разрешается отбор меньшегоколичества проб, но не менее 2; при условии обеспечения заданного химическогосостава готовой стали. При необходимости принимают меры для обеспечениязаданной массовой доли фосфора и серы в стали – спуск шлака им наводка новогоприсадками в ванну сухих извести, известняка, плавикового шпата. Присадка всехматериалов в печь должна быть закончена не позднее, чем за 10 минут до выпускаплавки. При передувке металла  разрешается во время выпуска плавки присадкасухого прокаленного доломита с порогов печи для снижения активности шлака.

При снижении массовойдоли углерода по ходу продувки до 0,3%, объемный расход кислорода на продувкурекомендуется снижать до 3000 – 4000 м3/ч.

Контроль температурыметалла производят с помощью установок непрерывного измерения температуры, приих наличии в цехе. Разрешается измерение температуры производитьтермопреобразователем кратковременного разового погружения не менее трех раз запериод.

Температура металла передвыпуском должна быть при непрерывном измерении 1630ºС. При разовомизмерении температура должна быть на 10ºС выше.

Продувку металлазаканчивают не позднее, чем за 5 минут до выпуска плавки. Окончанием продувкисчитают подъем фурм над уровнем шлака на 1 – 1,5 м, интенсивность подачикислорода при этом снижают до 3000 – 4000 м3/ч.

Массовая доля окисловжелеза в шлаке перед выпуском не регламентируется. Основность конечного шлакадолжна быть не менее 2,0.

2.2.6   Десульфурация стали с использованиемТШС

 

Существует целый рядматериалов и способов их введения в ковш, главными из  которых являются:обработка расплава жидкими синтетическими шлаками, использование металлическогокальция и сплавов на его основе, эжекция мелкодисперсных специальных шлаковыхсмесей, а также применение кусковых твердых шлакообразующих. Наиболее простым исравнительно легко организуемым способом в условиях сложившейся технологии всуществующих цехах является использование кусковых твердых шлакообразующихсмесей (ТШС).

В процессе легированиясталь попадает в марочные пределы по всем элементам, кроме углерода и серы.Необходимо принять меры по десульфурации стали и вводу углерода.

Для десульфурациисуществует целый ряд материалов и способов их введения в ковш, главными изкоторых являются: обработка расплава жидкими синтетическими шлаками,использование металлического кальция и сплавов на его основе, эжекция мелкодисперсных специальных шлаковых смесей, а также применение кусковыхтвердых шлакообразующих.

Наиболее простым исравнительно легко организуемым способом в условиях сложившейся технологии всуществующих цехах является использование кусковых твердых шлакообразующихсмесей (ТШС) /12/.

Расчет десульфурациистали с использованием ТШС проводится на 100 кг. стали. Для начала необходимооценить массу и состав сформировавшегося в ковше шлака.

Масса стали в ковше 250т.

Далее оцениваютсясоставляющие, вносимые ТШС. Расход ТШС принимается 15 кг/т или 1,5 кг/100 кг.стали; состав – 75% извести; 25% плавикового шпата.

Следовательно, ТШС внесетизвести: 1,5 · 0,75 = 1,125 кг.

Состав известипринимается следующий, масс. доли  %: СаО – 85; MgO – 8; SiO2 – 2; п.п.п– 5.

Следовательно, известьвнесет в шлак, кг:

— СаО………………………. 1,125  ·0,85 = 095;

— MgO ……………………… 1,125 · 0,08 = 0,09;

— SiO2 ……………………… 1,125  · 0,02 = 0,022.

Далее оцениваютсясоставляющие, вносимые печным шлаком. Принимается, что в ковш попадает печнойшлак в количестве 6 кг/т стали или 0,6 кг/100 кг. металла.

Состав печного шлака впечи на выпуске, массов. доли, %.

СаО – 47,9; SiO2 –18,57; FeO – 12,9; MnO – 1,7; MgO – 8,5; P2O5 – 0,88; Al2O3– 2,44.

Следовательно, печнойшлак внесет, масс. доли, кг.

CaO – 0,28;SiO2 – 0,11; FeO – 0,07; MnO – 0,02; MgO – 0,05; P2O5– 0,005; Al2O3 – 0,01.

Количество и состав шлакапредставлены в таблице 14.

Таблица 14 – Количество и составшлака, кг.

Источники шлака CaO

SiO2

FeO MnO MgO

Al2O3

СаF2

Итого 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Продукты раскисления 0,680 ТШС 0,95 0,022 0,09 0,375 Печной шлак 0,28 0,110 0,07 0,02 0,05 0,005 0,010 Всего внесено в ковш 1,23 0,132 0,07 0,02 0,14 0,685 0,385 2,66 Состав шлака в ковше, масс. доли, % 46,20 4,960 2,63 0,75 5,26 25,75 14,470 100,00

Коэффициент распределениясеры определяется по уравнению (17):

           

            /> ,            (17)

где а0– активностькислорода в стали можно определить из следующего уравнения

         lgfs = 0,11 · 0,04 + 0,063 · 0,36 + 0,29 · 0,014 – 0,026 · 0,58 – 0,028 · 0,032 = 0,055

                                                        />                                   (18)

где аAl – активность алюминия в стали

      аAl2O3 – активность глинозема в образующейся шлаковой фазе

                                                    КAl · aAl2O3 = K’Al                                             (19)

         Константа  K’Al приближенно определена и равна:

         — для шамотной футеровки K’Al = 10-12;

         — для высокоглиноземистойфутеровки K’Al = 10-13

         Допуская, что  аAl ≈ [Al] = 0,025, получим выражение для определения аО

                                                     />                                                     (20)

         Принимая футеровку ковшавысокоглиноземистую (К’Al = 10-13)

         />

         />

         Ls =57

         Содержание серы в ковше определяетсяпо уравнению:

                                                   />                                                              (21)

         где λ – кратностьшлака, λ = 0,029

                                         />

         Степень десульфурацииопределяется по уравнению:

                                                  />                                             (22)

                                            />

2.2.7   Раскисление и легирование стали

 

Предварительноераскисление металла производят в ковше, непосредственно при выпуске, присадкойалюминия для снятия переокисленности металла  и производят науглероживаниевдуванием коксовой мелочи под струю. Выпуск металла производится придостижении   температуры не ниже 1630ºС. При выпуске металла из печипроизводится отсечка шлака с помощью скриммерного желоба.

Присадка ферросплавов вковш во время продувки позволяет достичь большей их экономии за счет болеевысокой степени усвоения  легирующих элементов, достигающей для большинстваэлементов по многочисленным литературным данным величины более 90%.

При выпуске металла изпечи содержание углерода в стали равно 0,04. По содержанию углерода поэмпирической формуле легко найти массовую долю растворенного кислорода в стали[О].

                                      аО = \0,00252 +0,0032/[С]                                             (23)

где  [С]   — содержание углерода вметалле перед выпуском из печи,

                  массов. доли, %

                                 

                                                             аО  = [О]                                                              (24)

         [О]  = 0,00252 + 0,0032/0,4= 0,011%

         Раскисление стали алюминиемпроходит по реакции:

                                                        2[Al] + 3[O] = (Al2O3)                                           (25)

                                                       K = a2Al  · a3 o/aA1203                                                 (26)

        a2Al · a3o = K  ·  aA1203  ≈ K’

где  aAl и  ao – активности алюминия и кислорода в металле;

        К – константа равновесияреакции;

        aA1203 – активность глинозема в шлаковойфазе.

         При преобразовании чистого Al2O3 можно принять aA1203 = 1

         Для связывания 0,011%кислорода потребуется алюминия 0,012%.

         В процессе выпуска металлаосновная задача сводится к тому, чтобы раскислить сталь. Поэтому  на выпускевводим чушкового алюминия, с учетом угара 30% в количестве 0,017 кг/100 кгстали или 42,5 кг/плавку.

         Для науглероживания будемприменять коксик следующего состава:

         S – 0,05%, C – 82%

         Коксик = 1000  · (0,36 – 0,04)/82 · 0,5 = 7,8 кг/т.

         На всю выплавку необходимо1950 кг. Внесет         S =0,00039%

         В процессе внепечнойобработки легируем ферромарганцем ФМи75, ферросилицием ФС85, феррохром ФХ800(химический состав ферросалавов приведен в таблице 15). Ферросилиций, феррохроми ферромарганец присаживаются в ковш во время продувки.

Таблица 15 – Химический составферросплавов

Ферросплав Массовая доля элементов, % С 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 ФХ 800 0,5 2,0 2,0 65 0,05 0,08 0,0005 0,004

      Содержание остаточной массовойдоли легирующих и примесей в стали перед легированием составляет марганца –0,088%, кремния – следы, углерода – 0,36%, серы – 0,012%, фосфора – 0,011%,хрома – 0,3%.

         Требуемое количествомассовых долей элементов в готовой стали: марганца -0,6%, кремния – 0,28%,углерода – 0,36%, серы – 0,015%, фосфора – 0,015%, хром – 0,9%.

         Необходимое количество ферросплавовдля легирования стали определяем по формуле:

                                                         ФСпл = М · ∆ [Эл] / η  · с                                      (27)

где    ФСпл – количество вводимогоферросплава, кг/т стали;

          М – масса металла, кг;

          ∆ [Эл]  — массоваядоля элемента, которую необходимо внести, %;

          η – степень усвоенияферросплава;

          с – содержание элемента вферросплаве, масс. доли, %

         Требуется внести сферромарганцем 0,592% марганца. Степень усвоения ферромарганца в ковшесоставляет 95%. Необходимое количество ферромарганца 

         ФМн 75 = 1000   · 0,592/0,95· 76 = 8,0 кг/т стали;

          ФМн 75 = 8,0 кг/т жидкойстали или 2000 кг. на плавку.

         Требуется внести сферросилицием 0,28% кремния. Степень усвоения ферросилиция в ковше припульсирующей продувке составляет 92%. Необходимое количество ферросилиция

         ФС75 = 1000 · 0,28/0,92 · 80= 3,9 кг/т стали;

         ФС75 = 4,05 кг/т жидкойстали или 1012,5 кг. на плавку.

         Требуется внести с феррохромом0,6% хрома. Степень усвоения феррохрома  в ковше при продувке составляет 98%.Необходимое количество феррохрома

         ФХ800 = 1000 · 0,6/0,98 · 65= 9,41 кг/т стали

         ФХ800 = 9,41 кг/т жидкойстали или 2352 кг. на плавку.

         Количество внесенныхэлементов с ферросплавами показаны в таблице 16.

Таблица 16 – Количество внесенныхэлементов с ферросплавами

Ферросплав Содержание вносимых элементов, массов. доля, % С 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

                                                                       

         После легирования стальбудет иметь химический состав,  который показан в таблице 17.

Таблица 17 – Химический состав сталипосле легирования и науглероживания

С Mn Si P S Cr 0,42 0,68 0,315 0,015 0,0127 0,9

                                                                                          

         2.2.8  Изменение температуры впроцессе внепечной обработки металла

 

         В процессе производства стали бездополнительного подогрева на технологических стадиях между выпуском металла иразливки на МНЛЗ, температура металла все время уменьшается.

         Температуру  металла в печиперед выпуском можно найти из соотношения

                                     Твып= ∆Т1 + ∆Т2  + ∆Т3  + ∆Т4 + ∆Т5                                        (28)

где  ∆Т1 – падениетемпературы стали при выпуске из печи, ºС;

       ∆Т2  -падение температуры стали при транспортировке стальковша до стенда

                 продувки, ºС;

       ∆Т3  -падение температуры стали при продувке в ковше, ºС;

       ∆Т4  -падение температуры стали при транспортировке стальковша от стенда до

                 МНЛЗ, ºС;

       ∆Т5  — заданная температура в промковше,   ºС.

         Падение температуры привыпуске стали из печи за счет излучения струи металла в атмосферу цеха и нагревфутеровки ковша и ввода ТШС составляет 60ºС.

         Падение температуры сталипри транспортировке стальковша до стенда и от стенда до МНЛЗ можно принять равным20ºС.

         При продувке и с учетомввода ферросплавов температура металла падает на 20ºС.

         Необходимая температураметалла в стальковше перед разливкой

                                                 Тс.к = Тлик + Тп.к. + Ткр +20                                            (29)

где    Тлик – температураликвидус стали,  ºС;

          Тп.к –температура стали в промковше,  ºС;

           Ткр –температура в кристаллизаторе,  ºС.

                 Тлик = 1539 — 79[С] — 12[Si] — 5[Mn] — 25[S] — 30[P] +2,7[Al]                       (30)

Тлик = 1539 –79,0  · 0,17 – 12 · 0,5 – 5 · 1,38 – 25 ·0,04 – 30 · 0,035 + 2,7 · 0,03 =

= 1501ºС

         Тс.к = 1501 + 10+ 20 + 20 = 1551ºС

         Теперь легко подсчитать, чтобез принятия мер по дополнительному подогреву, температура стали на выпуске изДПСА должна составлять

         Твып = 60 + 20 +20 + 1551 = 1650ºС

         При необходимости стальподогревают перед разливкой на МНРС химическим подогревом. Химический нагрев –это нагрев металла тепловым эффектом экзотермических реакций окисленияэлементов, растворенных в расплаве. Основными такими элементами являютсяалюминий и кремний. При окислении алюминия температура расплава можетповышаться с максимальной скоростью 2-4ºС мин. Недостатками этого метода  являетсязначительное загрязнение стали  неметаллическими включениями и невысокимкоэффициентом полезного действия.    

         2.2.9  Разработка МНЛЗ

         Выбор типа МНЛЗ

         Для выпуска тонкого листавыбирается заготовка сечением 50 х 1200 мм. Принимается время разливки равное90 мин., т.к. оптимальный вариант, когда время разливки равно времени плавки вДПСА.

         Найдем скорость разливки.Она определяется по формуле:

                                                       />                                          (31)

где ω – скорость разливки,м/мин;

      М – масса металла в ковше, кг;

      N – количество ручьем;

      τ – допустимое времяразливки, мин;

      ρ – плотность стали, кг/м3;

      φ – коэффициент,учитывающий потери времени при разливке.

         ω = 210 ·/(1 · 0,05 ·1,2 · 7,65 · 90) = 5,1 м/мин.

         Металлургическая длинамашины определяется по формуле:

                                                     L = 300 · a2 ·  ω                                                          (32)  

         L = 1,1  · 0,052 · 5,1/(22 · 0,0252) = 5,61 м      

         Исходя  из этого выбираемвертикальную машину с загибом. Управление для  оценки допустимого базовогорадиуса технологической оси МНЛЗ записывается /9/.

                                      />                              (33)

         />                     

         Производительность МНЛЗ.

         Производительность МНЛЗрассчитывается по формуле:

                                          />                                                               (34)

где Р1 – пропускнаяспособность при отливке заготовки определенного сечения,

              т/год;

      n – количество плавок в серии при разливке методом плавка наплавку

            (принимаем  n = 15 плавок);

      М – масса металла, т;

      Ф – фонд времени работы МНЛЗ,сут;

       τ1 – времяразливки стали из сталеразливочного ковша, мин;

       τ2 – времяподготовки машины к приему плавки без изменения размеров слитка,

             мин.

         Принимаем  τ1= 90 мин, τ2 = 40 мин.

                                             Ф = 365 – (Тк + Тпп + Тт),                                                (35)

где  Тк –продолжительность капитального ремонта установки, 10 сут.;

        Тпп –продолжительность планово-предупредительных ремонтов, 17 сут.;

        Тт –продолжительность текущих ремонтов, 30 сут.

         Тогда

         Ф = 365 – (10 + 17 + 30) =308 сут.

         Производительность МНЛЗравна:

                                /> 

3  Специальная часть

 

3.1 Исследования в условияхсталеплавильного производства

 

         Продувка стали в ковшеинертным или нейтральным газом стала обязательным элементом технологии выплавкистали в различных сталеплавильных агрегатах. С помощью этого метода решаютдостаточно большой круг вопросов, таких, как частичная дегазация, удалениевключений, перемешивание, усреднение состава, тонкое регулирование температурыперед непрерывной разливкой и т.д. /13/.

         Одним из важнейшихрезультатов внепечной обработки нейтральными газами является улучшение свойствтвердого металла практически без изменения его состава /14/. Так, например,твердый металл после его продувки аргоном характеризуется  более высокимизначениями модуля упругости, электропроводности и термо-э.д.с, а такжепониженными значениями коэрцетивной силы. Проволока, изготовленная из этогометалла, выдерживает большее число скручиваний до разрушения, а выносливостьметаллокорда на 27 – 102% больше, чем из металла не обработанная аргоном /15/.

         Как уже отмечалось, продувкаинертным газом способна существенно снизить содержание неметаллическихвключений и растворенных в металле газов только лишь при обработке стали в ковшахнебольшой емкости (20 – 30 тонн). Для получения низкого остаточного содержанияводорода при внеагрегатной обработке аргоном необходимый расход нейтральногогаза должен составлять 2-5 м3/т /16/. Такие расходы можно достигнутьтолько пру продувке стали в ковшах  малой емкости  или газопроницаемойфутеровкой днища. Для большегрузных ковшей это невыполнимо из-за конструктивныхособенностей продувочных устройств и большой длительности продувки.

         В большегрузном ковшепродувка стали инертными газами влияет на однородность химического состава. Этообстоятельство особенно актуально при производстве высококачественной стали,разливаемой как на УНР, так и в слитки. Примером может служить производствонизколегированной стали для труб большого диаметра «северного исполнения». Вэтом случае особенно важно получить точно заданный состав готовой стали.Обработка стали инертными газами в настоящее время  получила  наиболее  широкоераспространение. Такой обработке с  целью усреднения температуры и химическогосостава металла подвергается почти вся сталь, разливаемая на МНЛЗ.

         В целом, основной задачейтехнологии внепечной обработки стали   нейтральными газами является  усреднениерасплава по химическому составу, температуре и дегазации расплава.

         Под термином «газы в стали»металлурги обычно понимают концентрацию в ней водорода и азота. Кислороднекоторые авторы не включают в это понятие в связи с тем, что методы борьбы сним существенно отличаются от методов борьбы  с водородом и азотом. Однакоразработка и освоение устройств для определения активности кислорода в расплаве(актинометров) дало толчок к ряду исследований, направленных насовершенствование процесса раскисления стали /17/.

         Вместе с тем на практикеметаллурги с определенной эффективностью ведут борьбу только с водородом икислородом. Значительные трудности вызывает удаление из расплава азота. В рядеработ /18/ подтверждается факт нестабильного и незначительного удаления азотапри внепечной обработке расплава нейтральным газом. Снижение содержания азотанаблюдается только при продувке сталей, содержащих титан и алюминий, т.е.хорошо раскисленных сталей. При обработке нераскисленного металла аргономдегазация расплава не сопровождается удалением азота.

         Поэтому был предпринят рядпопыток по реализации различных методов активизации воздействия на расплав. Ктаким попыткам следует отнести вращение фурмы с пористыми насадками, с реверсомнаправления и заданной цикличностью, наложение ультразвуковых колебаний вдиапазоне 102 – 102 Гц, применение дутьевого устройства ввиде Сегнерова колеса, вращающегося роторного устройства и горизонтальногорасположения желобов под струями газа в расплаве. Применение этих методовнесколько повышает эффективность обработки, но  значительно усложняетсяизготовление дутьевых устройств и снижается надежность их в работе.

         Следует отметить, что всевышеперечисленные разработки предполагают истечение продуваемого газа изсопловых устройств при низких давлениях, а, следовательно, относительно низкихскоростях.

         Как отмечалось в предыдущемразделе, основным параметром, характеризующим возможный уровень рафинированиястали от газов и неметаллических включений является степень дисперсностивдуваемого нейтрального газа. Описанные в литературе дутьевые режимы обработкибольших объемов металла /19/ характеризуются малыми удельными расходами газа и,как следствие, весьма  невысокой степенью дисперсности вдуваемого газа.

         Применяемый дутьевой режимобработки стали в большегрузных ковшах обычно характеризуется струйным режимомистечения газа и образованием пузырьков с минимальным диаметром порядка 3-4 х10-2 м. Так как при продувке стали инертным газом в струйном режимепузырь формируется не непосредственно на отверстии сопла, а на конце вытянутой струи (каверны), дробление вдуваемого газа до пузырьков  такого размерапроисходит лишь частично. Кроме того, при этом возможен и обратный процесс,т.к. агломерация пузырьков. Подтверждением этого обстоятельства  является тотфакт, что основная масса выходит на поверхность зеркала металла в виде крупныхпузырей. Соответственно при таких параметрах продувки и степени диспергированиягаза уровень рафинирования стали в большегрузных ковшах от газов инеметаллических включений, определяемый, прежде всего, развитостью поверхностигаз-металл, весьма низкий. Поэтому для увеличения межфазной  поверхности газ –металл, весьма низкий. Поэтому  для увеличения межфазной  поверхности газ –металл было предложено использовать для продувки стали аргоном (или азотом) вбольшегрузных ковшах нестационарные (или пульсирующие) газовые струи.

         Для реализации задачипродувки стали в ковше нестационарными потоками инертного газа с заданнымиамплитудно-частотными характеристика (АЧХ), погружные фурмы оснащалисьспециально сконструированными газодинамическими устройствами. Сначала задачаограничивалась созданием газовых струй, пульсирующих с частотами в диапазоне300 – 500 Гц, предназначенных для эффективного диспергирования их на пузырьки диаметром 1 – 3 х 104 м., чтобы обеспечить максимально возможнуюповерхность контакта расплав-газ.

         Процесс создания в газовыхструях заданных параметров (АЧХ) пульсаций является одной из важнейших задачприкладной газовой динамики. В сталеплавильном производстве цель управленияструями  заключается в формировании струй  с определенными амплитудно-частотнымихарактеристиками (АЧХ), задача управления – обеспечение достижения поставленной цели. Средства  управления должны удовлетворять требованиямпростоты конструкции и ограниченности по затрачиваемой энергии.

         Среди имеющихсягазодинамических средств управления сверхзвуковыми струями для сталеплавильногопроизводства весьма перспективным является процесс распространениясверхзвуковых струй в ступенчатых каналах /20/, который может иметьнеустойчивый (нестационарный) характер в широком диапазоне определяющихпараметров. Это проявляет себя в волновой структуре струй и пульсациямидавления. Наиболее предпочтительно  реализовать данный процесс внутри  газовоготракта фурмы, исключив наличие каких-либо движущихся частей (элементов).

         Физические причины возбуждениясверхзвукового потока при его взаимодействии со стенками тракта относятся кчислу дискуссионных проблем современной аэродинамики. Однако имеющиеся кнастоящему времени исследования позволили для некоторых типов каналоводнозначно определить границы областей существования колебательных и устойчивыхрежимов, а также  установить причины  колебаний газовых струй в трубах. Наосновании имеющихся результатов были разработаны универсальные газодинамическиемодули, предназначенные для осуществления способов управления струями,возбуждения  или стабилизации струй, т.е. в зависимости от требований того илииного металлургического процесса /21/. Установка таких модулей в газовыхтрактах или выполнение самих трактов в виде модулей позволяет получать струи стребуемыми параметрами.

         Генераторы в виде канала свнезапным увеличением площади поперечного сечения, цилиндрического ицилиндрического каналов с блоком сопел, тупикового канала предназначены длявозбуждения  колебаний волновой структуры при  фиксированной геометрии канала ипостоянном полном давлении газа на какой-либо частоте. Генератор в виде каналас кольцевой каверной в расходящихся стенках позволяет возбуждать  колебания какна одной, так и на  нескольких частотах. С помощью генераторов споследовательным расположением поперечного сечения или набора параллельныхдиафрагмированных каналов можно получить колебания  широкого спектральногосостава.

         Использование каналов ссерповидной или щелевой формой поперечного сечения позволяет создатьнеустойчивую, быстро расширяющуюся струю газа и легко возбудить колебания  вкавернах. Данные схемы должны улучшать и гидродинамику ковша при продувкестали  аргоном в ковше, если фурму оборудовать керамическим отбойником.

Таким образом, изучениеособенностей распространения сверхзвуковых струй позволило создатьуниверсальные газодинамические модули для управления струйными течениями всталеплавильном производстве.

Модули для управленияструйными течениями, возбуждения и стабилизации струй могут быть размещены впустотах устройств для подачи кислорода и газов в металлургических агрегатах.Сочетание модулей различных комбинаций позволяет существенно расширить спектррежимов истечения струй из фурм, повышает эффективность продувки, что вперспективе должно резко улучшить технико-экономические показатели процесса.

В 80-х – начале 90-хгодов на ОАО «Уральская Сталь» были испытаны и реализованы в промышленныхмасштабах несколько различных вариантов обработки стали в ковше нестационарнымипотоками инертного (или нейтрального) газа. Хронологически первым из них былопробован так называемый струйно-кавитационный режим        продувки металлааргоном.

3.1.1  Основы технологииструйно-кавитационного рафинирования

 

Для увеличения суммарноймежфазной поверхности газ-металл было предложено использовать эффект газовойкавитации /22/. Разработка кавитационных  режимов продувки проводиласьприменительно к промесу внепечного рафинирования стали в 250-тонномсталеразливочном ковше.

Из гидродинамики известноявление газовой кавитации жидкости, заключающееся в образованной в ней разрывовсплошности при создании зон пониженного давления /23/.  До последнего времениэто явление было связано с рядом отрицательных последствий (кавитационнойэрозией, вибрацией и т.д.).

Явление кавитации,безусловно, весьма эффективно в плане создания дополнительной межфазной границы раздела газ – металл и интенсификации рафинировочных процессов,протекающих при продувке металла нейтральным газом. В процессе исследований/24/ была показана возможность возбуждения кавитации при взаимодействиискоростной газовой с расплавом. Следовательно,  возможна реализация ресурсовжидкого металла как «аккумулятора» газовой фазы. Для возбуждения в расплавегазовой кавитации продувка осуществлялась плоскими  высокоскоростными струяминейтрального газа.

Известно /25/, что усреза сопла, заглубленного в металл, образуется неустойчивая газоваяполость-камера, параметры которой (форма, геометрические размеры, частотасхлопывания) зависят от сопла, его размеров и скорости истечения газов.

Согласно теории струйныхтечений /26/ распад каверны на пузырьки, ее замыкание, происходит из-завозникающих на поверхности раздела газ – жидкость волновых возмущений. Приотносительно малых скоростях истечения формируется пузырь характерной формы дотех пор, пока выталкивающая сила не приводит к перемыканию шейки у среза сопла.Образуемая газовая полость всплывает, и рассмотренная картина представляетсобой элементарный акт пузырькового истечения газа в жидкость, при этомпрактически отсутствует взаимодействие  газового потока  с жидкостью вдольповерхности каверны из-за близких к нулю скоростей газа у границ раздела.

По мере увеличенияскорости истечения газа (уменьшение размеров сопла при фиксированном расходе)на поверхности каверны  образуется ряд капиллярно-гравитационных волн, ростамплитуды которых приводит к дроблению струи в хвостовой каверне /46, 85/. Вэтом случае уже наблюдается взаимодействие газового потока с жидкостью у стеноккаверны и происходит разгон металла.

Взаимодействие газовогопотока с возмущенной поверхностью раздела может привести к возникновениюнестационарных режимов волнового течения, сопровождающихся ростом амплитуды.Дальнейшее увеличение скорости газа приводит к возбуждению капиллярных волн,амплитуда которых растет. При этом определяющим является следующее явление.

Во впадинах волн за счетдействия капиллярных сил, определяемых их кривизной, возникают растягивающиенапряжения, величина которых может быть значительной и достаточной длявозбуждения кавитационного зародыша. Следовательно, в расплаве возникаютрастягивающие напряжения. В момент времени, соответствующий достижению гребнеми впадиной волны условий максимального отклонения, вызванные скорости теченияравны нулю. Следовательно, в этот момент в уравнении давления отсутствуютчлены, содержащие динамическую часть давления и остаются только члены,учитывающие вклад капиллярных эффектов вида

                                           ∆р = дз0К2ехр(Ку)                                                   (34)

где у – вертикальная координата.

         Величина растягивающихнапряжений во впадине согласно /35,46/ будет порядка:

                                                        ∆р = 4Р2д/л                                                             (35)

         т.е. при д ~ 1 н/м и л  ~ 10-5 м дает значения   ∆р порядка десятков кг/см2,что превышает порог кавитации ряда реальных жидкостей. Следовательно,возникающие растягивающие напряжения, безусловно, достаточны для возбуждениягазовой кавитанции в жидкостях со значимыми парциальными давлениямирастворенного газа, т.е. в жидкой стали. Основываясь на механизме возбуждениякавитационных зародышей у поверхности короткой капиллярной волны, былаосуществлена оценка интенсивности зарождения газовой фазы. Поскольку согласновыдвинутому механизму /26/ возникновение газовой кавитации является следствиемроста амплитуды  волны и создания в металле зон растягивающих напряжений, то посуществующим в гидродинамике представлениям, рост амплитуды капиллярной волныпродолжается до тех пор, пока ее форма не становится самопресекающейся и непроисходит «схлопывание» волны  с захватом газового пузырька. При этом важнымявляется то обстоятельство, что рост амплитуды  волны продолжается додостижения значений растягивающих напряжений, достаточных для активации(роста)  кавитационного зародыша. После активации рост пузырька продолжается доразрушения волнового фронта и выноса пузырька из зоны обработки.

         Таким образом, за счетварьирования параметров дутьевого режима можно реализовывать условиякавитационного зарождения и использовать этот эффект для увеличения площадимежфазной поверхности газ-металл. Использование кавитационного воздействиягазовых струй дает возможность получить большую концентрацию мелких газовых(кавитационных) зародышей. Что и требуется для эффективного рафинированияметалла.

         Следовательно, главнаязадача струйно-кавитационной продувки состоит в том, чтобы инициировать вванне  расплавленного металла колебания, приводящие к разрыву сплошностижидкости, то есть образованию кавитационных полостей. Этим определяютсятребования дутьевых устройств и режиму дутья: они должны обеспечить высокуюэффективность процессов дегазации стали.

3.1.2  Разработка технологииструйно-кавитационного рафинирования стали в большегрузных ковшах

         Фурма для продувкипредставляла собой толстостенную металлическую трубу длиной 5,7 м, футерованнуюогнеупорными стопорными катушками марки СП-8. Наборка и сушка продувочных фурм осуществлялась на специальном участке разливочного отделения, оснащенногостендом для наборки. На первых опытно-промышленных плавках с применением фурм сщелевыми соплами возникла одна очень важная проблема. Как уже отмечалось выше,для реализации струйно-кавитационных режимов продувки требуются высокиедавления нейтрального газа. В связи с этим при отгаре щелевого наконечника  исоответствующего этому процессу резкому увеличению расхода газа происходилвыброс металла и шлака из ковша. Для предотвращения этого на расстоянии 500-600 мм (более высоты огнеупорной катушки) от щелевого сопла  ввариваласьдиафрагма с проходным сечением несколько большим, чем у щелевого наконечника.

         При применении такой фурмыотгар щелевого наконечника не приводит к выбросам, т.к. расход газа будетограничиваться  пропускной способностью диафрагмы. Первый вариант (Щ1)представлял собой фурму  с щелевыми соплами, расположенными перпендикулярно оси трубы с конусностью 5-30º, шириной  на срезе 0,0025-0,03 внутреннегодиаметра  тракта подачи газа. Для интенсификации кавитационного процессазарождения газовых пузырей  в расплаве, в стенках щелевых сопел делалисьпроточки, вызывающие при продувке акустическое поле, а также закручивание струии большой угол раскрытия (60º против 20º). Продувку  ведут припогружении фурмы на 2,2 – 2,5 м (не менее 70º % высоты слоя жидкогометалла) и рабочем давлении аргона перед фурмой 0,4 – 0,5 МПа, когда продолжительность продувки должна быть не менее 3-х минут; в остальных случаях– не менее 4-х минут.

         Обычная продувка безвыбросов через фурму, представляющую собой футерованную полую металлическуютрубу (диаметр 57 мм) происходит при давлении 0,2 – 0,4 МПа. Применение фурмы с щелевым  наконечником позволило повысить давление до 0,51 – 0,91 МПа (нижнийпредел относится к низкоуглеродистым кипящим сталям, а верхний к спокойнымсталям) без выплесков металла и шлака из ковша.

         Продувка стали через щелевыесопла (фурма Щ1) с повышенным давлением газа изменила характер ее перемешиванияв ковше. Например, продувка спокойной стали через щелевые сопла осуществляласьболее мягко. Формирующаяся  поверхностная волна была меньшей высоты (порядка0,2 м), чем при продувке через цилиндрические фурмы. Однако перемешиваниеметалла было более интенсивным. Это обстоятельство подтверждается увеличениемзоны интенсивного перемешивания. Изменился и характер токов на поверхностиметалла, что хорошо наблюдалось при продувке стали под толстым слоем шлака, атакже при присадках жидкого алюминия на зеркало металла. При продувке черезщелевые фурмы на поверхности металла в зоне погружения фурм  возникали вихревыетоки с углом 25 — 40º, причем угол наклона этих токов определяется давлениемгаза перед фурмой (увеличение давления приводит к его росту). Этот фактнаглядно подтверждается характером настылей на фурме, при продувке через фурмыс цилиндрическим соплом формируется кольцевой настыль с небольшим угломнаклона, а при продувке через щелевые сопла настыль формируется под углом 25 — 45º к зеркалу металла.

         Подтверждениеминтенсификации массопереноса в объеме ковша служит также более равномерноераспределение химических элементов в стали. Однако фурма Щ1 имеет низкуюпропускную способность, что ограничивает скорость подачи газа и, как следствие,приводит к недостаточной эффективности ковшевой обработки стали. Своеобразнымбыло изменение характеристик роста при увеличении давления, после увеличениядавления газа перед фурмой выше  0,51 – 0,61 МПа расход газа увеличиваетсянезначительно. Это обстоятельство, очевидно, связано с достижением газом навыходе из щелевой фурмы скорости звука. Как известно, при указаннойконфигурации сопла возможно достижение только дозвуковых скоростей истечениягаза. Практическим следствием этого ограничения скорости истечения быливыплески металла и шлака из ковша при дальнейшем увеличении давления.

         Для устранения этогонедостатка и повышения эффективности продувки расплава инертным газом и вконечном счете улучшения качества металла был разработан второй вариантщелевидной фурмы – Щ2. Фурма Щ2 состоит из металлической трубы, расположенной вфутерованном корпусе, наконечника в виде щели, которая в продольном сечениивыполнена в форме сопла Лаваля, а поперечном критическом сечении соотношение ееосей составляет 1 к (10-15). Такая конструкция позволяет с помощью фурмы Щ2обеспечивать пульсации газового потока в том же диапазоне частот, что и Щ3, нов 2-2,5 раза увеличить скорость истечения газа в расплав.

Для продувки расплавачерез щелевидные фурмы использовали аргон. При переходе газа из несущей трубы внаконечник происходит снижение давления газа в результате гидродинамическогоудара о боковую поверхность щелевой насадки наконечника, при истечении газа в жидкуюсталь через щелевидное сопло обеспечиваются его пульсации, следствием которыхявляется мелкодисперсная  газовая фаза, появляющаяся у наконечника.

Большая площадьповерхности раздела металл-газ обеспечивает переход растворенных в металлегазов и захват неметаллических включений пузырьками газа, т.е. обеспечиваетповышение качества металла. Кроме того, развитая поверхность контактагаз-металл вовлекает в циркуляцию значительные количества расплава, чтоулучшает усреднение стали по химическому составу и температуре. Изменениехарактера перемешивания наблюдалось при продувке  кипящих и полуспокойныхсталей. При продувке через фурмы с щелевидным соплом этих сталей даже приотносительно низких расходе и давлении газа (45 – 50 м3/час и 40 –0,55 МПа) характер перемешивания аналогичен продувке через фурмы с цилиндрическими соплами и расходом газа в 1,6 – 2 раза большим. Стользначительное увеличение интенсивности перемешивания кипящих и полуспокойныхсталей при струйно-кавитационной обработке вызвано формированием развитиякавитацинных пузырьков окиси углерода в объеме металла /17/, т.е. пузырьков,зародышами для образования которых послужили кавитационные полости, появившиесяв расплаве при данном режиме продувки. Подтверждением этого вывода служит и то,что на сталях,  характеризуемых повышенным содержанием кислорода (например,низкоуглеродистых), это усиление перемешивания металла значительно выше.

Технологическиепоказатели, полученные в результате опробования в мартеновском цехе ОАО«Уральская Сталь» продувки металла в ковше емкостью 250 т. через заглубленныефурмы с различными вариантами щелевидных сопел приведены в таблице 18.

Следует также отметить,что проведенное исследование показало и достаточно заметное изменение характераперемешивания от плавки к плавке и на спокойных сталях. Анализ газосодержанияпоказал, что наиболее интенсивное перемешивание наблюдается на сталях сповышенным содержанием водорода и кислорода, что в свою очередь подтверждаеткавитационный механизм зарождения газовой фазы. Подтверждением данногомеханизма служит также и то, что при  длительной продувке вструйно-кавитационном режиме визуально наблюдается снижение интенсивностиперемешивания стали в то время, как при продувке через цилиндрическое соплоинтенсивность перемешивания стабилизируется на 2-3 – 3-й минуте и не меняетсяпо ходу продувки. Снижение интенсивности при струйно-кавитационной продувкевызвано протеканием процесса дегазации металла, а следовательно, и снижениемобъема зарождающихся и развивающихся за счет кавитации газовых пузырьков. Припродувке стали через фурмы с цилиндрическми соплами, усиление перемешивания засчет зарождения газовой фазы из металла практически не происходит. Поэтомупосле 2-3-х минутной продувки, необходимой для организации направленного перемешиванияметалла в ковше, происходит стабилизация процесса перемешивания ихарактеристики этого процесса не изменяются.

При использовании фурмы ссоотношением осей щели сопла меньше, чем 1:10 не происходит интенсивногодробления струи, что приводит к образованию крупных пузырей инертного газа,т.е.  имеет место крайне нежелательный процесс, для борьбы с которым собственнои была разработана продувка металла в ковше нестационарными струями инертногогаза. В результате уменьшается (по сравнению с оптимальной) поверхность разделагаз-металл и соответственно замедляется переход растворенных газов в пузыри.Увеличение размера пузырей уменьшает количество вовлеченного в цилкуляциюметалла, что приводит к неудовлетворительному перемешиванию расплава.

Аналогичный эффектнаблюдается при использовании фурмы с соотношением осей более, чем 1:15. Здесьпроисходит значительное снижение динамического  напора струи на выходе из соплаи уменьшение скорости истечения газа, что приводит к снижению дальнобойностиструи и образованию крупных пузырей. В обоих случаях следствием являетсяухудшение качества металла.

Таким образом. Внедреннаяв 1986 году в мартеновском цехе продувка металла аргоном в ковше черезпогружную фурму с щелевидным соплом позволила несколько улучшить качество стали,не оказав, однако, существенного влияние на выравнивание химического составаметалла во всем объеме ковша. Решающим  преимуществом  продувки расплава черезщелевидное сопло по сравнению с цилиндрическим состоит в том, что оно позволяетполучить в расплаве на поверхности струи  кавитационные пузыри, тогда как припродувке стали в ковше через круглое сопло пузыри всплывают вдоль боковойповерхности фурмы, т.е. газ не рассредотачивается по всему объему ковша. Однакоиз-за низкой дальнобойности плоской одиночной струи  и неупорядоченностигидродинамики расплава в ковше кавитационные пузырьки не разносятся  по всемуобъему металла и, как следствие, общая масса расплава, контактирующего с газом,мала. Эффект от продувки металла в так называемом струйно-кавитационном режиме(СКР) обеспечивается за счет кавитации, возникающей при высокой скоростивведения аргона в металл. Однако, как показали результаты многочисленныхисследований /28/, на эффективность продувки, помимо давления газа и размераего пузырьков, очень важное влияние оказывает также и расход газа. Поэтомумалое сечение сопла (45 мм2) не дает возможности для эффективногоперемешивания металла.

Плоское сопло Лаваля(Щ2), создав условия для получения сверхзвуковой струи также не дало ожидаемыхрезультатов из-за малого расхода аргона. Наиболее простым решением явилось быувеличение площади сечения щелевидного сопла, что дало бы возможность увеличитьрасход газа.

Таблица 18 – Среднеквадратичноеотклонение массовой доли химических элементов

                       по  объемуковша

Фурма Соотношение осей Mn Si C 1 2 3 4 5 C 1:7 0,34 0,15 0,13 К 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

         Однако это допустимоисключительно за счет удлинения щели, поскольку увеличение ее ширины ухудшаетдробление газовой струи на пузырьки. Удлинение щели, в свою очередь, ограниченовнутренним диаметром трубы – 33 м… Отсюда и недостаточная эффективностьпродувки через щелевидную фурму.

         В мартеновском цехе ОАО «УральскаяСталь» пытались устранить этот недостаток, придав соплу синусоидальную форму.Однако и это усовершенствование не позволило полностью решить проблему,поскольку площадь сечения сопла – около 55 мм2 все-таки  осталасьнедостаточной.

         Исходя из вышеизложенногобыла предложена конструкция фурмы с кольцевым соплом. В этом варианте присохранении прежней толщины газовой струи – до 1,5 мм площадь сечения составила95 – 140 мм2, что в 2-3 раза больше по сравнению с плоским щелевымсоплом. Поскольку толщина так называемого «газового кольца» не возросла, тодиспергирование газовой струи не должно было ухудшиться. Также не должна быласнизиться эффективность механизма кавитационного  зарожденя пузырьков.

         Однако результатыопытно-промышленной компании, проведенной для сравнительной оценкиэффективности фурм с плоским и кольцевым щелевым соплом, показали, что фурмы скольцевым соплом неприемлемы для продувки расплава. На сердвевине наконечникаочень быстро формировался «настыль», который перекрывал щелевое сопло и резкоизменял характер продувки, что в свою очередь сказывалось на эффективностирафинирования стали. Поэтому в технологическую практику внепечной обработкистали инертным газом в струйно-кавитационном режиме (СКР) были внедрены фурмы снаконечниками, имеющими плоское щелевое сопло.

         Опыт промышленногоприменения этих фурм на ОАО «Уральская Сталь в 1986-1991 гг. показал, в своюочередь, что возможности СКР ограничены: хотя продувка расплава аргоном в ковшечерез погружную фурму со щелевым соплом  позволила несколько улучшить качествостали, она не оказала существенного влияния на выравнивание химического составаметалла во всем объеме ковша, удаление из стали неметаллических включений, еедегазацию и т.д.

         Таким образом,производственные испытания в дополнении к данным лабораторных исследованийобъективно свидетельствуют о том, что максимальное повышение эффективностиковшевой обработки стали достижимо при продувке  расплава нестационарнымпотоком инертного газа с амплитудно-частотными характеристиками (АЧХ) пульсацийдутья, охватывающими следующие диапазоны  частот:

         — инфразвуковой (4 – 10 Гц),в котором интенсифицируются массообменные процессы в объеме ванны:

         — звуковой (300 – 500 Гц), вкотором интенсифицируется дробление газового  потока на пузыри, перемешиваниеметалла непосредственно в зоне продувки и увеличивается поверхность контактарасплав-газ, на которой протекают процессы десорбции растворенных газов.

         На основании этихрезультатов проводилась дальнейшая разработка дутьевого

режима обработки сталинестационарными струями инертного газа, конструировались и изготавливалисьфурмы для его реализации.

         3.2  Интенсификацияперемешивания металла и повышение поверхности контакта расплав — газ

 

         Десорбция водорода и азота из жидкойфазы стали протекает на поверхности раздела с газообразной фазой. Такойповерхностью может являться свободная внешняя поверхность жидкого металла(незащищенная шлаком поверхность жидкого металла в вакуум-камере). Процессудесорбции газа с поверхности будет предшествовать перенос растворенных вметалле атомов газа в молекулы на этой поверхности. Скорость переносадесорбирующихся молекул газа в объеме газовой фазы исключительно высоко и впромышленных условиях не может влиять на скорость всего процесса в целом. Поэтому процесс десорбции водорода и азота из стали можно представить себесостоящим из двух кинетических стадий:

         — поступление растворенных вметалле газов из объема металла на границу его раздела с газовой фазой;

         — молизации растворенныхатомов газа на поверхность раздела и их переход в газовую фазу.

         Скорость всего процесса вцелом будет лимитировать из кинетических стадий, скорость которой минимальна.Если скорость второй стадии (собственно десорбция молекул газа с поверхности)значительно превышает скорость массопереноса растворенных атомов газа из объемажидкости на внешнюю поверхность, процесс протекает в диффузионной области иописывается уравнением /30/.

                                               />                                        (36)

где α – коэффициент скоростимассопереноса растворенного вещества, см/с;

      F – площадь поверхности раздела газ-металл;

      Vмет – объем металла;

      (С-Спов) – градиентконцентрации, в случае десорбции измеряемый разностью

                       между среднейконцентрацией растворенного вещества в объеме

                       жидкости и наее поверхности.

         После интегрированияполучим:

                                              />                                   (37)

         где Со –начальная концентрация газа в металле

         Концентрация растворенного вповерхностном слое газа, в этом случае, будет приближаться к равновесному с егопарциальным давлением в газовой фазе, и при значительном разрежении онастремится к нулю, отсюда

                                              />                                                (38)

         При относительно большихзначениях удельной поверхности процесс дегазации протекает в диффузионнойобласти и контролируется скоростью массопереноса в объем жидкого металла.Поэтому скорость дегазации металла в вакууме  будет определяться интенсивностьюего перемешивания, т.е. величиной коэффициента скорости массопереноса  α,,и удельной поверхностью металла.

         Процесс дегазации сталиимеет колебательную природу и характеризуются  собственной частотой. Протеканиеэтого процесса можно ускорить или замедлить, т.е. изменять в желательномнаправлении, а следовательно, управлять технологическими режимами и повыситьэффект дегазации стали путем введения в резонанс желательных процессов.Реальным способом передачи расплаву в ковше  колебаний с заданным наборомчастот является продувка его пульсирующим (нестационарным) потоком газа, вместоиспользуемого в настоящее время в практике непрерывного дутья.

         Пульсации газового потокавызывают колебания пузыря, когда последний периодически изменяет свою форму отсферической к эллипсоидной и обратно.

         В результате этих колебанийувеличивается площадь межфазной границы газ-металл, что позволяет ускоритьпротекающие в нем процессы, к которым относится и дегазация металла.Следовательно, повышение эффективности дегазации стали в процессе продувки  еепульсирующим потоком инертного газа при внепечной обработке обусловлено восновном увеличением поверхности контакта газ-расплав,  которое вызваноколебанием газовых пузырьков и диспергированием струи продуваемой газом напузырьки меньшего размера.

         Другой важной особенностьюявляется то, что при пульсирующем режиме продувки газовые пузырьки поднимаютсяв ковше более широким фронтом и распределены по сечению ковша более равномерно/15/.

         Увеличение площадиповерхности раздела фаз при пульсирующей продувке существенно зависит отприроды жидкости, ибо при продувке спиртов увеличение ее незначительно, в товремя как при продувке ртути поверхность пузырей увеличивается в 1,7 раза(частота колебания 3,5 кГц).

         Параметром, определяющимсклонность жидкости к образованию пузырей, служит критический радиус с пузыря,при котором наступает его деление /31/.

                                                />                                             (38)

         где δ – поверхностноенатяжение расплава

                u – скорость всплывания пузыря

                ρ,  ρг– плотности жидкости и газа соответственно

                Кf – числовой коэффициент.

         Постановка величинывозрастания поверхности раздела фаз при частоте пульсации 3,5 кГц всоответствии со значением критического радиуса пузыря для данной жидкостиописывается уравнением /32/

                                                     />/>                                         (39)

         Найдем акр для железа

                                                />

         Соответственно:

         — ртути акр = 2,5см;

         — для изоамилового спирта акр= 0,8 см;

         — для этилового спирта акр= 0,75 см.

         Величина возрастанияповерхности раздела при частоте пульсации 600 Гц

         />

/>

Рисунок 3 – Зависимостьотносительного увеличения поверхности раздела газ – металл от размераустойчивого в данной жидкости пузыря

         Таким образом экстраполяцияполученных для различных жидкостей данных по зависимости относительнойповерхности контакта продуваемого газа и жидкости от частоты пульсации газовогопотока на железо-углеродистый расплав показала, что продувка его пульсирующимпотоком аргона с частотой 3,5 кГц увеличивает общую поверхность газовых пузырейв 2,5 раза, т.е. позволяет значительно ускорить процессы дегазации стали приковшевой обработке.

3.2.1  Технические средства для обеспеченияпульсирующего дутья

 

Продувка производится насталеразливочном стенде через погружную фурму типа ложный стопор. Дляобеспечения пульсирующего дутья необходимо ввести в фурму газодинамическиймодуль.

В основе действиягазодинамических устройств для создания пульсирующих или нестационарных газовыхпотоков лежит принцип возникновения  отрывных течений или застойных зон,возникающих при прохождении газа через канал переменного сечения или обтеканияим какого-либо препятствия. Давление газа, накапливающегося в застойных  зонахповышается, в результате чего, прорываясь из этих зон, он периодическиперекрывает основной поток, вызывая его пульсации. При определенном сочетаниигеометрической формы и размеров обтекаемых тел или каналов, а также давления ирасхода газа, можно достаточно в широких пределах устанавливать заданныечастоту и амплитуду пульсации газового потока.

Учитывая необходимостьинтенсифицировать процессы, собственные частоты которых находятся в различныхдиапазонах (400 Гц и 800 Гц), было решено вести продувку металла в ковше,моделируемым газовым потоком с наложением низких частот пульсации на высокие.

4  Безопасностьжизнедеятельности

 

4.1  Объемно-планировочные решения зданийи сооружений цеха

 

ООО «Уральская Сталь»расположено на северо-востоке города Новотроицка Оренбургской области. Так каккомбинат является металлургическим производством с полным циклом (имеет в своемсоставе коксохимическое и доменное производство), то он относится, согласноклассификации, к первому  классу. Ширина санитарно-защитной зоны должна быть1000 м. Но ширина санитарно-защитной зоны ООО «Уральская Сталь» около 400 м,что является  нарушением санитарных норм и правил.

На генеральном планезавода вспомогательные и административные цехи расположены с подветреннойстороны от основных, и вредные выделения уносятся, практически не достигаяжилых районов города.

Мартеновский цехрасположен с подветренной стороны по отношению к жилому комплексу,административным зданиям, основным и вспомогательным цехам, что позволяетотносить загрязнения от них в сторону и создает благоприятные по уровнюзвуковому давлению условия труда.

Продольные осиаэрационных фонарей и стен зданий с проемами, используемыми для аэрациипомещений, ориентированы в плане перпендикулярно к преобладающему направлениюветра летнего периода года.

Санитарные разрывы междузданиями и сооружениями цеха, освещаемым через оконные проемы, не менеенаибольшей высоты противоположных зданий и сооружений.

Длина мартеновского цехасоставляет 700 м., ширина 60 м., высота 21 м. В цехе одновременно трудятся  870человек. Площадь и объем производственных помещений цеха, приходящиеся наодного человека, составляют соответственно 34,4 м2 и 1396,6 м3,что соответствует требованиям к площади и объему зданий.

Пешеходные дорожкиасфальтированы и оснащены переходными галереями, а также переходами черезжелезнодорожные пути.

Печной пролетпредназначен для выплавки стали. Его ширина 25 м., длина 480 м. В пролетеразмещены две двухванные печи емкостью 250 т. каждая ванна. Пролет оснащентремя заливочными кранами, четырьмя завалочными машинами, двумя заправочнымимашинами, чугуновозными ковшами емкостью 100 т. бункерами для подсыпки порогов,двумя торкрет-машинами. По рабочей площадке вдоль печей проходят три пути:первый – для подачи электровозом ковшей с жидким чугуном от миксера к печам;второй – для напольной завалочной машины, третий – для мульдовых составов,устанавливаемых к печам.

4.2  Опасные и вредные факторы при работе

 

В таблице 18 дается анализопасных и вредных факторов, которые могут проявляться при  обработке металла вковше аргоном.

Таблица 18 – Анализ потенциальноопасны и вредных производственных факторов

Операция технологического процесса Агретат, на котором выполняется операция Характеристики потенциально опасных и вредных факторов Нормируемое значение 1 2 3 4 Выплавление металла ДПСА

Повышенный уровень шума на рабочем месте 82 дБ(А)

Повышенная загазованность и запыленность воздуха рабочей зоны 20 – 30 мг/м3

La=65дБ(А)

ПДКпыли = 6

мг/м3

Продувка металла аргоном Ковш

Недостаточная освещенность рабочей зоны

Ен = 200 лк

Ен = 300 лк

Продолжение таблицы 18 1 2 3 4

Повышенная температура воздуха на рабочем месте в холодный период 27ºС, в теплый период 34ºС

Повышенный уровень инфракрасной радиации

q = 156 Вт/м2

Холодный период tв = 20 — 22ºС,

теплый период

tв = 23 — 25ºС

q = 100 Вт/м2

4.3  Отопление и вентиляция цеха

 

Избыток явной теплоты впомещении пульта управления отсутствует. Для поддержания в помещении пульта управлениянеобходимых температурных условий установлена система водяного отопления.Значение температуры, относительной влажности скорости движения воздуха впомещении пульта управления приведены в таблице 19.

Таблица 19 – Температура,относительная влажность и скорость движения воздуха в

                        помещениипульта управления

Категория работ Температура,  ºС Относительная вла-жность, не более, массовая доля, % Скорость движения воздуха, не более, м/с. 1 2 3 4 Холодный период года 1а 20-22 40 0,1 Теплый период года 1а 23-37 60 0,2

       Для понижения температуры нарабочем месте предусматривается установка устройства полного кондиционированиявоздуха. Таким образом, микроклимат в рассматриваемом помещении соответствуетнормативам

4.4  Расчет производственного освещения

 

В цехе предусматриваетсясистема естественного и искусственного освещения. Учитывая высокуюбиологическую и гигиеническую ценность естественного света в производственныхпомещениях, его используют максимально. Это также  позволяет экономитьэлектроэнергию. Работа в мартеновском цехе относится к 7 разряду зрительныхработ. Значение коэффициента естественной освещенности (КЕО) равно 1. Световыепроемы  располагают по ширине строения.

Расчет площади световыхпроемов  при боковом освещении ведется по формуле (40):

                                       />                                                   (40)

где IN – нормативное значение КЕО

      К3 – коэффициентзапаса

      ηо – световаяхарактеристика окон

      SH – площадь пола помещения, м2

       ro  — общий коэффициентсветопропускания;

       r1 – коэффициент, учитывающий повышение КЕО при боковомосвещении

                                               />      

         Площадь световых проемов 560м2 обеспечивает нормативный КЕО.

         Искусственное освещениенеобходимо для проведения работ в темное время суток и в местах без достаточногоестественного освещения.

         Расчет количествасветильников в цехе ДРЛ – 700 Вт осуществляется по формуле:

                                                   />                                                   (41)

где ЕН – нормативноезначение освещенности, лм;

       S – площадь помещения, м2;

       К – коэффициент запаса;

       Z – коэффициент минимальной освещенности;

       Фл – световой потокодной лампы, лм

        n  — количество ламп в одном помещении

        η – коэффициентиспользования осветительной установки

                                                 />      

         Работа на пульте управленияотносится к третьему разряду зрительных работ. Значение коэффициентаестественной освещенности (е = 2%) обеспечивается имеющимися в помещении двумясветовыми проемами. В темное время суток применяется общее искусственноеосвещение.

         Рассчитаем искусственноеосвещение на рабочем месте контролера ОТК, которое находится в пультеуправления длиной 8 м, шириной 4 м, высотой 3 м. Освещенность рабочего местадолжна составлять 300 лк.

         Для освещения рабочего местаиспользуются лампы дневного света ЛК-40. Световой поток одной лампы 3120 лк,количество ламп в светильнике равно двум.

         Необходимое количествосветильников рассчитывается по формуле:

                                               />                                                    (42)

где NCB – количество светильников, шт;

      ЕН – световой поток, лк;

      S – площадь помещения, м2;

      К – коэффициент запаса;

      Z -  коэффициент минимальной освещенности;

      Фл – световой потокодной лампы, лк;

      n  — количество ламп в светильнике, шт;

      ηо – коэффициентиспользования осветительной установки.

                                                 />       

         Чтобы обеспечить необходимыйуровень освещенности на пульте управления, необходимо установить 4 светильникатипа ЛБ-40.

         5  Охрана окружающей природной среды

         5.1  Основныеклиматическо-территориальные характеристики расположения комбината

         ООО «УральскаяСталь»расположен на северо-востоке города Новотроицка Оренбургской области.Оренбургская область находится в зоне с резко-континентальным климатом.Особенностью данной зоны является сухая степь с недостаточной увлажненностью ибедными водными ресурсами, т.о природно-климатические условия данного регионахарактеризуются уязвимой окружающей природной средой с точки зрения сохраненияприродных ресурсов в том числе воды, почвы, растительного и животного мира.

         В этом районе нужнопроявлять особую заботу о сохранении земельных и водных ресурсов, флоры ифауны, а также защите воздушного бассейна. Следовательно,  расположение крупныхметаллургических предприятий, каким является ООО «Уральская Сталь», требует решения ряда экологических проблем, в том числе улучшения структурысталеплавильного производства, снижения удельных и абсолютных расходовприродных ресурсов.

         Резко-контитентальный климатхарактеризуется жарким летом и холодной весной, поэтому с наступлением весны,при обильном таянии снегов, происходит  интенсивное вымывание почвы. Сильныепорывистые ветра, которые, с одной стороны, способствуют  рассеиванию вредныхвыбросов на большие расстояния, с другой способствуют развитию ветровой эрозиипочвы. Скудная растительность  данного региона  не может в полной мере защититьпочву от эрозии. Смачивание  водой шлакоотвалов для предотвращения ихвыветривания, также отрицательно  сказывается на подземных водах и главнойартерии данного региона – реки Урал.

         В данной зоне отрицательновлияют  на окружающую среду летние и зимние антициклоны, так как при этом резкоухудшаются условия рассеивания вредных выбросов.

         При введении втехнологическую схему производства стали установки для продувки стали инертнымгазом, МНЛЗ реализуются мероприятия, позволяющие экономить ресурсы, в том числематериальные  и энергетические. Например, при внедрении МНЛЗ сокращается расходжидкого металла на 1 тонну годной прокатной продукции за счет сокращения обрезии, соответственно, уменьшается расход материалов по технологической схеме(кокс, агломерат, чугун, ферросплавы, электроэнергия), производство которыхсвязано с образованием основного количества вредных выбросов.

         Внедрение  пульсирующейпродувки стали позволит отказаться от противофлокенной термообработкифлокеночувствительных марок сталей в прокатных цехах, что, соответственно, сказывается на снижении вредных выбросов в атмосферу.

         Повышение качества сталипозволяет снизить массу металлоконструкций,  движущихся машин и механизмов, чтопозволит снизить расходы энергии на перемещение, строительство, эксплуатациюоборудования и, следовательно, количество производимой энергии, что в своюочередь, существенно снижает вредные выбросы на ТЭЦ.

         Таким образом, повышениекачества стали позволяет уменьшить  экологическую нагрузку  на окружающую средув масштабах народного хозяйства в целом.

         5.2  Качественная иколичественная характеристика сточных вод и отходящих газов

         В 2004 году выбросы ватмосферу комбината составили 90,870 тыс. т.

         Временно – согласованныевыбросы – 85,1 тыс. т.

         Предельно-допустимыевыбросы: — 79,4 тыс. т., в том числе:

         Твердых (пыли) – 14,027 тыс.т (ВСВ – 2,08 тыс. т, ПДВ – 15,8 тыс. т);

         Газообразных – 76,844 тыс. т(ВСВ – 69,3 тыс. т, ПДВ – 59,3 тыс. т), из них:

         Сернистых ангидрид – 8,726тыс. т. (ВСВ – 10,8 тыс. т., ПДВ – 3,8 тыс. т);

         СО – 60,697 тыс. т. (ВСВ –49,6 тыс. т., ПДВ – 46,5 тыс. т);

         NO  — 6,900 тыс. т. (ВСВ – 8,3 тыс. т, ПДВ – 5,04 тыс. т);

         Прочие газообразные – 0,521тыс. т (ВСВ – 0,834 тыс. т., ПДВ – 0,686 тыс. т)

         Таким образом, выбросы ватмосферу  металлургическим комбинатом ООО «Уральская Сталь» превышаютпредельно-допустимые и временно согласованные выбросы.

         Валовые выбросы по мартеновскомуцеху за 2004 год составили:

         — пыль – 1,372 тыс. т. (ПДВ– 2,691 тыс.т);

         — диоксид серы – 0,263 тыс.т. (ПДВ – 0,024 тыс. т);

         — окислы азота – 1,803 тыс.т (ПДВ – 0,078 тыс. т);

         — окись углерода – 1,403тыс. т. (ПДВ – 7,069 тыс. т).

         Из приведенных данных видно,что мартеновский цех превышает предельно-допустимые выбросы диоксида серы на7,6% а оксидов азота на 55,6%.

6  Экономика производства

 

6.1  Стратегия маркетинга

 

Реализация продукциипланируется через фирму – посредника, а также собственными силами по системеФранко – склад. В дальнейшем планируется расширение дистрибьюторской сети сцелью расширения объема продаж и их рекламного продвижения.

Реклама продукции будетосуществляться в журналах: Металлоснабжение и сбыт, Рынок металлов, а также вИнтернете на собственном и не только, сайтах. Будут также рассылаться рекламныепроспекты потребителям продукции и проводиться выставки по показу продукции.

6.2  Производственный план

 

В настоящее время вмартеновском цехе ООО «Уральская Сталь» существует схема  производственныхпотоков, представленных на рисунке 4.

/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/> 

          Рисунок 10 – Существующаясхема производственных потоков

          Данная схема неудовлетворяет современной тенденции развития производства, так как необеспечивает получения металла высокого качества.

          Схема производственныхпотоков после реконструкции цеха представлена на рисунке 11.

/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/> 

Рисунок4 – Схема производственных потоков после реконструкции цеха

После реконструкции стальв изложницы не разливается, поэтому увеличивается выход годного.

Таблица 20 – Показатели работымартеновского цеха ООО «Уральская Сталь» за 2002 год

Элементы баланса Печи Среднее значение 1 9 1 2 3 4 Календарных суток 365 365 365 Холодных простоев 37,9 37,9 68,4 Номинальных суток 327,1 334,5 661,6 Горячих простоев 14,4 13,1 27,5 Фактическое время 312,7 321,4 634,1 Годовой объем производства 719608 790619 1510227 Количество плавок 3196 3561 Средний вес плавки, т. 225,2 222,0 Продолжение таблицы 20 1 2 3 4 Часовая производительность, т/ч 109,9 105,71 198 Длительность плавки, ч. 4,1 4,2 Коэффициент экстенсивной нагрузки, (Кэк = Тф /Ткв) 0,86 0,88 0,87

        

6.3 Расчет показателей по труду

 

В дипломном проектесписочная численность рабочих сокращается на 30 человек в результате пускаустановки доводки металла, слябовой одноручьевой МНЛЗ и ликвидация паркаизложницы.

Предусматриваетсяизменение плановых показателей в плане по труду:

— средняя заработнаяплата производственных рабочих увеличивается на 15%;

         — долязаработной платы производственных рабочих цеха в общем фонде оплаты трудасоставляет 60%.

Фонд оплаты труда вбазовом периоде рассчитывается по следующей формуле:

                                          ФОТ(б) = Сот Рб                                                          (43)

где Сот – статья затрат наоплату труда промышленного производственного

               персонала (ППП), руб.

      Рб – объемпроизводимой продукции в базовом периоде, условные тонны.

ФОТ(б) = 28,88 · 1940000 = 56027228,8млн. руб.

6.3.1  Расчет изменения фонда оплаты труда иначислений

 

Уменьшение численностиосновных производственных рабочих позволяет сократить фонд оплаты труда поцеху. Эта сумма фонда оплаты труда рассчитывается по формуле:

                                      ∆ФОТ =  ∆ЧС · ЗПср                                                      (44)

где Чс – высвобождениесписочной численности рабочих, чел.

       ЗПср – средняязаработная плата одного рабочего, составляющая 4500 руб.

∆ФОТ = 4500 · (861 – 30) =3672000 руб.

Чпрс = 776 чел., ∆ЧС= 30 чел.

         Начисление на ФОТ составит:

                         

                                             ∆ФОТНАЧ = 0,36 ·ФОТ                                                    (45)

  ∆ФОТНАЧ = 0,36  ·3,672 = 1321920 руб.

         Общая экономия фонда оплатытруда и начислений определяется по формуле:

                                            ЭФОТ =     ∆ФОТ +   ∆ФОТНАЧ                                        (46)

ЭФОТ = 3672000 + 1321920 =4993920 руб.

         Если средняя заработнаяплата 4500 руб. в месяц, а доля основных производственных рабочих в цехе 60% отпромышленно-производственный персонал (ППП) и их средняя заработная плата вплановом периоде увеличивается на 15%, то плановый фонд оплаты труда составит:

         ФОТПЛ = (ФОТ(б)<sub/>  · 0,6 – ЭФОТ) · 1,2 + ФОТ(б) – 04 + 0,36 ФОТ(б)            (47)

         ФОТПЛ =(56027228,8 · 0,6 – 4993920) · 1,2 + 5602228,8 · 0,4 + 0,36 ·

· 5602228,8 = 38604594,62 руб.

         На одну условную тоннуоплата труда с начислениями в плановом периоде будет определяться по формуле:

                                                  СФОТ(пл) = ФОТ (пл) / Рпл                                           (48)

         Сфотпл = 3860459/ 2313811,1 = 16,68 руб/т.

         Эта сумма отражается вплановой калькуляции себестоимости продукции.

         6.4  Расчет годовогопроизводства цеха                                       

         Производственная мощностьДПСА определяется по формуле:

                                          />                                                        (49)

где Ргодагр –удельная производительность цеха, т;

      Тф – фактическоевремя работы печи, ч.

         Номинальное время работы определяется вычитанием из календарного времени простоев на холодных ремонтах.Минимальное время определяется по формуле:

                                           Тн = Тк – ΣТх.р.,                                                       (50)

где  Тн – номинальное время работыпечи за год, ч;

        Тк – календарное время работыпечи за год, ч;

        Тх.р. – время простоев нахолодных ремонтах, ч.

         Ремонтный цикл – 2 года.Структура ремонтного цикла определяется по формуле:

                                       20 · Т1 + 3Т2 + Ткап                                                                  (51)

где Т1, Т2 –продолжительность текущих ремонтов, Т1 = 8 ч, Т2 = 16 ч.

       Ткап –продолжительность капитального ремонта, Ткап = 120 ч.

         ΣТх.р = 20 · 8 + 3 · 16+ 1 · 120 = 328 ч.

         Среднегодовые простои наремонт составляют 164 ч.

         Номинальное время равно

         Тн = 365 · 25 – 164 = 8536ч.

         Горячие простои всталеплавильном цехе при нормальных условиях эксплуатации оборудованиясоставляют 6-8% от номинального времени.

         Фактическое времярассчитывается по формуле:

                                                Тф = (0,92 – 0,96) ·Тн                                                  (52)

где  Тф – фактическое время работыагрегата, ч.

         Тф = 0,94 · 8536 = 8080,2 ч.

         Удельная производительностьсталеплавильных агрегатов определяется по формуле:

                                               />                                                          (53)

где Рудагр –удельная производительность агрегата, т/ч;

      Q – масса садки (завалки) т;

      2 – количество ванн в агрегатеДПСА;

      tпл – длительность плавки, ч, мин;

      К1 – коэффициентвыхода годного (для ДПСА К1 = 0,88);

         Плановая  удельнаяпроизводительность равна:

         />

         Базовая удельнаяпроизводительность равна:

         />

         Годовая производительностьсталеплавильного агрегата определяется по формуле:

                                               />                                            (54)

где Ргодагр –годовая производительность агрегата, т.

      Ргодпл =133,3 · 8080,2 · 2 = 2121860,5 т/год

           Ргодбаз= 107,5  · 8080,2 · 2 = 1737243 т/год

         Коэффициент роста объемапроизводства определяется по формуле:

                                                  />                                                                 (55)

где γ – коэффициент роста объемапроизводства

       Рпл – плановыйобъем производства, т;

       Рбаз – базовыйобъем производства, т.

     

γ  = 2121860,5 / 1737243 = 1,22

         6.5  Расчет плановойкалькуляции себестоимости

         Базовая калькуляциясебестоимости представлена в таблице  21.

Таблица 21 – Базовая калькуляциясебестоимости 1 т. стали, выплавляемой в ДПСА

Наименование Цена, руб/т. Количество, кг. Сумма, руб. 1 2 3 4 1 Сырье и основные материалы 1.1 Чугун 2235 745 1932,05 1.2  Лом 1150 385 471,64 Продолжение таблицы 21 1 2 3 4 1.3 Ферросплавы 11435 35 401 1.4 Железо из руды 15 0,05 Итого сырья и основных материалов 1169,73 2882,73 2 Отходы 2.1 Скрап 380,95 15,15 14,26 2.2 Недоливки 494,14 8,03 10,09 2.3 Угар 147,63 Итого отходов и брака 176,73 24,35 4 Добавочных материалов 128,69 5 Расходы по переделу 5.1 Энергетические затраты

5.1.1 Газ природный, тыс. м3

289,19 0,04575 13,23 5.1.2 Электроэнергия, кВт, ч 173,24 0,00903 13,23 5.1.3  Пар, Гкал. 43,02 0,04209 1,81

5.1.4 Вода, тыс. м3

278,99 0,01155 3,22

5.1.5 Кислород, тыс. м3

216,97 0,13413 29,10

5.1.6 Сжатый воздух, тыс. м3

29,16 0,14471 4,22

5.1.7 Азот, тыс. м3

0,07 0,29924 0,02 5.2 Фонд заработной платы 10,20 5.3 Амортизация 2,22 5.4 Ремонтный фонд 79,07 5.5 Содержание основных средств 32,70 5.6 Прочие 6,68 Итого расходы по переделу 517,65 6 Общезаводские расходы 75,67 Производственная себестоимость 3804,55

         Расчет дополнительныхкапитальных затрат

         В проекте предусматриваютсямероприятия по повышению качества металлопродукции и технико-экономическихпоказателей работы цеха. Реализация мероприятий связана с дополнительнымикапитальными затратами. Капитальные вложения на осуществление проектарассчитываются на основе затрат на оборудование и технологию, на ихприобретение или на разработку.

         Расчет дополнительныхкапитальных затрат производится по формуле:

                                                        Кд = Коб + Кс-м – Кл                                                (56)

где  Кд – стоимостьоборудования;

       Кс-м – стоимостьстроительно-монтажных работ;

       Кл – стоимостьликвидационного оборудования.

Таблица 22 – Расчет капитальныхвложений

Наименование Сумма, млн. руб. Удельный вес, % 1 2 3 МНЛЗ слябовая 423 17,0 УДМ 41 1,67 Установка внедоменной десульфурации чугуна 123 6,63 Установка для переработки шлака 34,5 1,2 Монтажные работы 665,5 56,6 Итого капитальных вложений 1317 100

         Расчеты плановой калькуляциисебестоимости продукции

         Расчеты издержекпроизводства выполняются  по статьям с учетом факторов, влияющих на ихизменение.

         Расчеты расходов по переделу(РПП)

         Расходы по переделу дляосновного вида продукции определяются на основе базовой калькуляциисебестоимости. При этом учитываются:

         — изменение численности ифонда оплаты труда;

         — дополнительные капитальныезатраты, изменение амортизационных отчислений;

         — изменение энергоемкостипродукции;

         — изменение нормативаобразования ремонтного фонда;

         — рост годового объемапроизводства.

         В проектной калькуляциисебестоимости продукции статьи с условно-постоянными расходами определяется поформуле:

                                            Сi = CiБ · dус-пер + СiБ · dус-пост                                             (57)

         а) Затраты на природный газ

         Спр = 13,23 · 0,6+ (13,23 · 04) / 1,22 = 11,23 руб/т

         б) Энергозатраты:

         1) расход электроэнергии Спр= 1,56 · 0,6 + (1,56 · 0,4) / 1,22 = 1,26 руб/т

         2) пар Спр = 1,81· 0,6 + (1,81 · 0,4) / 1,22 = 1,61 руб/т.

         3) вода Спр =3,22 · 0,6 + (3,22 · 0,4) / 1,22 = 2,64 руб/т.

         4) сжатый воздух Спр= 4,23 · 0,6 + (4,23  · 0,4) / 1,22 = 4,01 руб/т;

         5) кислород Спр =29,10 · 0,6 + (29,10 · 0,4) / 0,93 = 21,10 руб/т;

         6) азот Спр =0,021 · 0,6 + (0,021 · 0,4) / 1,22 = 0,01 руб/т.

         в) Затраты на содержаниеосновных фондов:

         Спр = 32,70 ·0,35 + (32,70 · 0,65) / 1,22 = 30,32 руб/т.

         г) Затраты на ремонтныйфонд:

         Спл = 79,07 ·0,35 + (79,07 · 0,65) /1,22 = 76,94 руб/т.

         е) Амортизация

         Стоимость основных фондовопределяется по формуле:

                                               ОФ= />                                                   (58)

где  Са – затраты наамортизацию, руб/т;

        На – средняя нормаамортизации составляет 10%

         ОФБ = (2,23 · 100· 2290088) / 10 = 42557468,7 руб.

         Спр = (42557468,7+ 1491000000) · 10 / (2121869,5 · 100) = 3,22 руб/т.

         ж) Затраты на прочиерасходы:

         Спр = 6,68 · 0,2+ (6,68 · 0,8) / 1,22 = 5,38 руб/т.

         з) Общезаводские расходы

         Спл = 75,68 /1,22 = 65,34 руб/т.

Таблица 23 – Проектная калькуляциясебестоимости 1 тонны стали, выплавляемой в

                       ДПСА

Наименование Цена, руб/т. Количество, кг. Сумма, руб. 1 2 3 4 1 Сырье и основные материалы 1.1 Чугун 2235 745 1932,05 1.2 Лом 1150 385 471,64 1.3 Ферросплавы 11435 32 385 1.4 Железо из руды 15 0,05 Итого сырья и основных материалов 1176,73 1314,73 2 Отходы (-) 2.1 Скрап 380,95 5,45 1,37 2.2 Недоливки 494,14 1,03 0,56 2.3 Угар 120,63 Итого отходов и брака 127,11 1,93 4 Добавочных материалов 128,69 5 Расходы по переделу 5.1 Энергетические затраты

5.1.1 Газ природный, тыс. м3

289,19 0,042 11,23 5.1.2 Электроэнергия, кВт/ч 173,24 0,002 1,26 5.1.3 Пар, Гкал. 43,02 0,040 1,61

5.1.4 Вода, тыс. м3

278,99 0,009 2,642

5.1.5 Кислород, тыс. м3

216,97 0,131 21,10

5.1.6 Сжатый воздух, тыс. м3

29,16 0,142 4,01

5.1.7 Азот, тыс. м3

0,07 0,286 0,01 5.2 Фонд заработной платы 10,20 5.3 Амортизация 3,22 5.4 Ремонтный фонд 59,07 5.5 Содержание основных средств 32,70 5.6 Прочие 5,38 Итого расходы по переделу 412,61 6 Общезаводские расходы 65,34 Производственная себестоимость 3686,58

Таблица 24 – Себестоимость катаной илитой заготовки из стали, выплавленной в

                       двухванномсталеплавильном агрегате

Наименование статей Норма расхода, т/т Норма расхода (ЛПЦ-1), т/т. Себестоимость, руб/т. 1 2 3 4 Катанная (ОБЦ) 1,23 1,07 3804,55 Литая (МНЛЗ) 1,024 1,07 3686,58

         В связи с тем, чтоэкономический эффект от реконструкции мартеновского цеха реализуется черезтоварный выпуск листового проката, рассчитывается сопоставительная калькуляциясебестоимости его производства из катанной и литой заготовки.

         Расчет прибыли от реализациипродукции

         Прибыль от реализациипродукции рассчитывается по формуле:

                                                           П = Σ(Цi – Сi) · Рi                                                 (59)

где  Цi – оптовая цена продукции, руб.

       Сi – себестоимость продукции, руб.

       Рi         <sub/> - производительность, руб/т.

         ПБ =  (4014,1 –3804,55) · 2290088 = 1094,2 млню руб/год

         ППр(1) = (4014,1– 3686,58) · 2121860,5 = 1630,48 млн. руб/год

         Рассчитаем прибыль,полученную в результате реализации извлеченного из шлака металлоконцентрата ищебня.

         Оптовая цена металлоконцентратасоставляет порядка 300 руб/т, цена щебня 5 руб/т.

         ППр(2) = (300 ·200) + (5 · 800) = 64 млн.руб/год

         ППр = 1630,48 +64 = 1694,48 млн. руб/ год

         Чистая прибыль

                                                        ЧП= П · [1 – (НП + ПН)]

где  НП – налог на прибыль, 35%

       ПН – прочие налоги составляютпримерно 15%

        

         ЧПБ = 1094,3 –1094,3 · (0,35 + 0,15) = 547,15 млн.руб/год

         ЧППр = 1694,48 –1694,48 · (0,35 + 0,15) = 847,24 млн. руб/год

         Расчет рентабельностипродукции

         Рентабельность продукцииопределяется по формуле:

                                               />                                                            (60)

где R – рентабельность продукции, %

      Ц – цена, руб/т.

      С – себестоимость, руб/т.

                                      />  

         Экономическая эффективностьпроектных решений.

         Годовой экономический эффектопределяется по формуле:

                                              Эг = [(ЦПр –СПр) – (ЦБ – СБ)]· РПр                         (61)

         Эг = [(4014,1 –3686,58) – (4014,1 – 3804,55) ] · 2121860,5 = 617,08 млн.руб/год

         Срок окупаемости проектасоставляет:

                                               />                               (62)

         Т = 1491000000/((3804,55 –3686,58) · 2121860,5 + 64000000) = 2,2 года

         Точка безубыточностисоставляет определяется по формуле:

                                               No = Sпост · Рпр (Wпр – Sпер)                                         (63)

где  Sпост – 0,45  · 370,68 = 166,80 руб/т.

       Sпер = 3686,58 – 166,80 = 3529,78 руб/т.

      No = 166,80  · 2121860,5 / (4014,1 –3529,78) = 326097,9 т.

Таблица 25 – Технико-экономическиепоказатели

Показатели Базовые Проектные 1 2 3 Годовой объем производства, т. 1737243 2121860,5 Продолжение таблицы 25 1 2 3 Удельная производительность агрегата, т/ч. 121 131,3 Время плавки, час. 4 3,3

Капитальные вложения

— общие, руб.

— удельные, руб/т.

1491000000

720

Себестоимость одной тонны заготовки, руб/т. 3804,55 3686,58 Срок окупаемости, годы 2,2 Точка безубыточности, т. 326097,9 Прибыль, млн. руб/год 1694,48 Чистая прибыль, млн. руб/год 847,24 Рентабельность продукции, % 31 Годовой экономический эффект, млн. руб/т. 617,08

                                                                                                        V

/>/>/>                                                                                                                                                                                                                                                                             

/>/>/>/>/>

                                                   326,1   

Объем производства, тыс. т.

Рисунок 5 – График точки безубыточности

          6.6 Инвестиционный план

 

          Финансовая необходимость дляреализации проекта составляет 1317 млн. руб. В настоящей работе планируетсяосуществление финансирования этих вложений за счет предоставлениякраткосрочного кредита. Процент по кредиту предполагается выплачиватьежемесячно из текущей прибыли, а базовая сумма задолженности будет выплаченачастями до конца срока кредитования.

Заключение

 

         В дипломном проекте предложен вариантреконструкции мартеновского цеха ООО «Уральская Сталь», в которомпредусматривается производство стали в объеме 2,12 млн. т., демонтажмартеновских печей уменьшение длительности плавки в ДПСА до 3 ч., установка доводкиметалла и МНЛЗ. В результате  предполагается улучшить качество стали и повыситьее конкурентную способность.

         В специальной частирассмотрены различные варианты продувки металла пульсирующей струей аргона истали, произведен расчет расхода аргона.

         В разделе безопасностьжизнедеятельности разработан комплекс технических мер защиты от выделенныхопасных и вредных производственных факторов и осуществлена инженернаяразработка мер защиты от повышенной температуры в рабочей зоне.

         В разделе охрана окружающейсреды представлены способы и средства очистки отходящих газов в чернойметаллургии. Осуществлен расчет общей степени очистки газов электрофильтрами.

        

Список использованных источников

 

         1 Панорилов М.И. Справочноеруководство сталевара мартеновской печи.     

-М.: Металлургия, 1961г.  

         2 Сметанин С. И. КонотоповМ.В. История черной металлургии России. –М.:

Палеотип, 2002г.

         3 Каблуковский А. Ф.Рафинирование стали инертным газом. –М.: Металлургия, 1975г.       

          4 Юсфин Ю. С.  Новые процессыполучения железа.-М.: Металлургия, 1994г.

         5 Кудрин В. А. Металлургиястали. –М.: Металлургия, 1981г.

         6 Михайлов Г.Г.Термодинамика раскисления стали. –М.: Металлургия, 1993г.

         7 Григорьев В.П., НечкинЮ.М., Егоров А.В. Конструкция и проектирование агрегатов сталеплавильногопроизводства. Учебник для вузов – М.: МИСиС – 1995г.

         8 Ойкс Г.Н., Иоффе К.М.Производство стали. – М.: Металлургия. – 1972г.

         9 Лузгин В.П., Вишкарев А.Ф.Производство стали и ферросплавов: Учебное пособие: — М.: МИСиС. – 2000г.

         10 Лякишев Н.П. Шалимов А.Г.  Развитие технологии неприрывной разливки стали. –М.: Элиз 2002г.

         11 Айзатулов Р. С. ХарлашинП.С. Теоретические основы сталеплавильных процессов. –М.: МИСиС. 2002г.

         12 Кудрин В.А. Теория итехнология производства стали. –М.: Мир. 2003г.

         13 Поволоцкий Д.Я.Электрометаллургия стали и ферросплавов. –М.: Металлургия. 1984г.

         14 Григорян В.А. БелянчиковЛ.Н. Теоретические основы сталеплавильных процессов. –М.: Металлургия. 1986г.

         15 Воскобойников В.Г  КудринВ.А. Общая металлургия. –М.: Металлургия. 1985г.

         16 Явойский В.И. Теорияпроцессов производства стали.-М.: Металлургия. 1967г.

         17 Явойский В.И. Металлургиястали. –М.: Металлургия. 1983г.

         18 Явойский В.И. ДорофеевИ.Л. Теория продувки сталеплавильной ванны. -М.: Металлургия. 1974г.

         19 Сорокин Н.А., БогушевскийЮ.В. Математическая модель волнообразования в сталеплавильной ванне. Сталь,1995, № 2. 15020с.

         20 Бочков Д.А. Экономикапроизводства. Учебное пособие: — М.: МИСиС. 2000г.

         21 Баканин А.В., ХорошиловВ.О. Математическое описание течения металла в ковше при продувке  инертнымгазом. Известия вузов. Черная металлургия, 1981. № 1. 143-144с.

         22 Поляков В.В.Ресурсосбережение в черной металлургии. – М.: Машиностроение, 1993.

         23 Мальцов А.Н. Внепечнаяобработка металлических расплавов. – Киев, 1986.

         24 Бородин Д.И., ГригорьевВ.П., Чурсин Г.М. Металлургия стали. Учебное пособие: — М.: МИСиС. – 2001.

         25 Бочков Д.А. Экономикапроизводства. Учебное пособие: — М.: МИСиС. – 2000.

         26 Технологическаяинструкция по выплавке стали в ДПСА. – Новотроицк: Издательство ОАО «НОСТА»,1996.

         27 Экологический паспортпредприятия. – Новотроицк: Издательство ОАО «НОСТА», 1996.

         28 Старк С.Б.Пылеулавливание и очистка газов в металлургии. – М.: Металлургия, 1997.