--PAGE_BREAK--7 (в некоторых случаях SiО2 до 10-15; MgO 7). Температура плавления шлака в зависимости от состава изменяется от 1400 °С (в шлаке 50-55 % СаО; 38-43 % А12О3 и 4,0 % SiО2) до 1300 °С (в шлаке 6-7 % SiО2 и 6-7 % MgO) [5].
При обработке металла синтетическим шлаком такого состава (высокая основность и низкая окисленность) протекают процессы:
2. Десульфурации. Обычно после обработки шлаком содержание серы в металле снижается до 0,002-0,010 %;
1. Раскисления. В соответствии с законом распределения
(1)
Поскольку в синтетическом шлаке значение ничтожно мало, окисленность металла снижается (в 1,5-2,0 раза);
3. Удаление неметаллических включений. В тех случаях, когда
межфазное натяжение на границе капля синтетического шлака – неметаллическое включение меньше межфазного натяжения на границе металл — неметаллическое включение , т.е при и зависит от состава включений. Практика показала, что общее содержание неметаллических включений после обработки синтетическим шлаком уменьшается примерно в два раза [31].
Достоинством такого технологического приёма, как обработка стали синтетическим шлаком, является её кратковременность. Вся операция полностью осуществляется за время выпуска (слива) металла из агрегата в ковш, т.е. за несколько минут: производительность агрегатов при этом не только не уменьшается, но даже возрастает, так как такие технологические операции, как десульфурация и раскисление, переносятся в ковш.
При проведении операции обработки металла шлаком приходится учитывать ряд моментов:
1) нежелательность попадания в ковш, в котором производится обработка, вместе с металлом также и шлака из печи или конвертера;
2) необходимость введения в ковш помимо синтетического шлака также и раскислителей (а при выплавке легированных сталей также и легирующих материалов);
3) изменение в процессе обработки состава шлака.
Обработка синтетическим шлаком позволяет несколько уменьшить
окисленность металла, однако не настолько, чтобы полностью отказаться от
применения раскислителей, поэтому помимо шлака в ковш вводится необходимое количество раскислителей. Учитывая низкую плотность ферросилиция, необходимое его количество загружают на дно ковша ещё до заливки в ковш синтетического шлака. После выпуска плавки на струю падающей в ковш стали присаживают такие материалы, как ферромарганец и феррохром, затем — сплавы, содержащие титан, ванадий, цирконий и т.п. Алюминий вводят в глубь ковша на штангах или в виде проволоки после окончания выпуска плавки.
В процессе перемешивания металла со шлаком состав шлака претерпевает определённые изменения. Эти изменения связаны со следующим:
1. При перемешивании шлак взаимодействует с футеровкой ковша,
часть футеровки (обычно состоящая из SiО2 и А12О3) переходит в шлак;
2. Из металла удаляется и переходит в шлак сера (в виде CaS);
3. Вводимые в ковш раскислители частично окисляются, образуя оксиды (SiО2, А12О3, МnО) и переходят в шлак;
4. Часть конечного шлака обычно попадает в ковш, содержащиеся в конечном шлаке оксиды железа затрудняют протекание процессов раскисления.
Особенно опасно попадание в ковш конечного шлака из-за содержащегося в нём фосфора: в процессе раскисления почти весь фосфор, содержащийся в шлаке, восстанавливается и переходит в металл. Разбавление синтетического шлака в результате всех этих процессов может достигать
30...40 %.
Следует иметь в виду, что метод обработки металла синтетическим шлаком в обычных условиях обеспечивает стандартные результаты десульфурации до известных пределов (обычно не более чем до 0,005...0,007 %) [5, 31]. В тех случаях, когда необходимо устойчиво получать более низкие концентрации серы, используют другие способы (основная футеровка ковшей, интенсивное перемешивание шлака с металлом, продувка аргоном и др.). Обработка металла синтетическим шлаком широко используется при различных вариантах технологии. Так, распространена практика, при которой обработка синтетическим шлаком дополняется продувкой металла в ковше инертным газом [40, 55].
В настоящее время всё большее значение уделяется применению при обработке металла твёрдым синтетическим шлакам. Обычно в состав таких смесей вводят СаО и. CaF2. Расход таких смесей колеблется от 3 до 10 кг/т [56]. И в этом случае наилучшие результаты по десульфурации и получению стали с минимальным содержанием неметаллических включений получают при одновременном воздействии на металл с десульфурирующей синтетической смеси и раскислителей.
Чаще других используют три технологических приёма:
1. Подача на струю металла смеси, состоящей из извести, плавикового шпата и алюминия;
2. Присадка десульфурирующей смеси, состоящей из извести и плавикового шпата, на дно ковша перед выпуском металла; при этом одновременно на дно ковша присаживается требуемое количество ферросилиция. Температура металла при использовании для десульфурации синтетических смесей в твёрдом виде должна быть выше обычной на. В некоторых случаях для облегчения условий быстрого образования активного шлака ковш вовремя покачивают или перемещают вперёд и назад. Обработка таким методом стали с повышенным содержанием углерода позволяет снизить содержание серы (по сравнению с последней пробой из конвертера) почти вдвое;
3. Подача смеси извести, плавикового шпата и кальцинированной соды при помощи бункера-дозатора на поверхность струи металла, стекающего по выпускному желобу в ковш. При падении струи и ударе её о дно ковша или об уже накопившийся в нём слой жидкого металла происходит перемешивание обеих фаз и быстрая десульфурация металла. Расход смеси составляет 1,2-1,6% [34].
В последние годы проведено ряд исследований, имеющих целью определить рациональные и экономически обоснованные пути использования твёрдых шлакообразующих смесей (ТШС).
С целью выбора более эффективных схем внепечного рафинирования ЦНИИЧМ проводился анализ частичной или полной замене синтетического шлака ТШС, которая содержала известь и плавиковый шпат фракции 50-20 мкм в соотношении 4:1. Технологическую присадку этой смеси осуществляли с использованием средств механизированной подачи в сталеразливочный ковш в начале выпуска плавки из конвертера непосредственно на струю сливаемого металла. Удельный расход ТШС составлял 5-6 кг/т стали в случае частичной замены синтетического шлака [45]. При полной замене синтетического шлака ТШС удельный расход увеличивался до 12-14 кг/т стали. Анализу подвергали три варианта внепечного рафинирования трубных сталей группы ГФБ (09Г2ФБ, 10Г2ФБУ, 10Г2ФБ) [45].
Результаты эксперимента приведены в табл.1 [45]. В первом варианте десульфурация металла проводилась известково-глинозёмистым шлаком в
350-т сталеразливочном ковше с кислой набивной или шамотной кирпичной футеровкой с уменьшенным (на 15-20 %) удельным расходом известково-глинозёмистого шлака и добавками ТШС. В третьем варианте десульфурацию металла проводили только ТШС в 350-т сталеразливочном ковше с высокоглинозёмистой или смолодоломитовой футеровкой, т.е. произвели полную замену синтетического шлака смесью извести и плавикового шпата.
В первых двух вариантах наблюдалось значительное колебание содержания серы в чугуне. Необходимый уровень содержания серы в исходной шихте поддерживали предварительной десульфурацией жидкого чугуна гранулированным магнием и двойным скачиванием шлака, а также применением низкосернистого оборотного лома. Установлено, что использование в металлошихте жидкого чугуна с содержанием серы до 0,015 % и оборотного низкосернистого лома в количестве 50 % от общей его массы обеспечивают стабильный химический состав стали и максимальный выход годных непре-рывнолитых слябов (98 %).
Во втором варианте в отличие от первого наблюдался некоторый рост исходного содержания серы в металле на повалке конвертера из-за отсутствия в металлошихте низкосернистого оборотного лома. В третьем варианте использовали глубокодесульфурированный чугун, двойное скачивание шлака, низкосернистый лом в металлошихте. В результате исследования установлено, что внедрение третьего варианта технологии внепечной обработки снижает текущие затраты относительно первого варианта в два раза. Благодаря производству трубного металла в конвертерном цехе с использованием ТШС и ковшей с основной футеровкой нижний предел по содержанию серы в готовой стали дополнительно уменьшился до 0,004 %, повысилась усвояемость алюминия, марганца и кремния в жидкой стали в процессе корректировки её химического состава. Наряду с указанными преимуществами необходимо обратить внимание на уровень изменения тепловых потерь и способы их компенсации.
Таблица 1
Сравнительные показатели внепечной обработки трубной стали группы ГФБ в 350-т ковшах
Показатели
Варианты технологии
1
2
3
1
2
3
4
Число плавок
783
924
220
Содержание серы, %
в жидком чугуне
после десульфурации магнием
в конвертере на повалке
в готовой стали
Степень десульфурации, %
Расход, кг/т:
металлошихты:
жидкого чугуна
малосернистого лома
реагентов на раскисление и десульфурацию:
алюминия
ТШС
в том числе:
извести
плавикового шпата
синтетического шлака
силикокальция
гранулированного магния
огнеупоров
Снижение температуры жидкой стали в ковше,
0,043
0, 0140
0,017
0,005
71,1
927
0…140
4,8
-
-
-
48,6
2,8
0,7
7,1
11
0,038
0,025
0,018
0,0056
68,8
922
-
4,1
4,6
3,7
0,9
42,7
2,6
0,65
9,2
10
0,036
0,0054
0,0078
0,0043
67,5
990
280
3,1
11,6
9,5
2,1
-
1,4
1,2
3,2
11
Уменьшение количества синтетического шлака на плавку и добавка в ковш ТШС (второй вариант) увеличивают потери тепла на нагрев и расплавление ТШС. Отмечено также снижение температуры металла в ковше с 10 (в первом и втором) до 32 °С (в третьем варианте). Установлено, что компенсация потерь тепла путём повышения расхода жидкого чугуна увеличивает энергоёмкость рафинирования по третьему варианту на 55 %. В связи с этим приняты меры для компенсации потерь тепла более рациональными способами [45].
В условиях кислородно-конвертерного цеха повышенные потери тепла компенсируются путём подогрева огнеупорной футеровки сталеразливочного ковша до 800 °С. Для этого стенды в ковшовом пролёте оборудованы высокотемпературными горелками, а сталеразливочные ковши снабжены специальными крышками для утепления. Использование указанных мероприятий снижает до минимума потери тепла по третьему варианту и повышает эффективность внепечного рафинирования стали.
Проведены исследования по применению отходов производства вторичного алюминия, содержащих 65-70 % Аl2О3; 2-4 % SiО2; 2,8-3,2 % СаО. Смесь в ковш подавали одновременно с раскислителями при заполнении его металлом на 1/8 высоты в течение 2...3 мин. Применение ТШС значительно увеличивает степень десульфурации металла; при этом снижается угар кремния и марганца в ковше соответственно на 9,9 и 4,7 %, расход алюминия в слитках уменьшается на 250 г/т [45].
Обработка металла в ковше ТШС имеет два основных недостатка: малая (по современным требованиям к качеству металла) степень десульфурации и нестабильность получаемых при обработке результатов. Значительным достоинством метода является его простота и доступность, а также возможность эффективно использовать отходы различных производств.
Так, УНИИМ разработана и внедрена технология обработки стали ТШС, состоящей из извести и отходов производства алюминия. После сушки и просеивания (ячейки 50x50 мм) ТШС загружают в контейнеры и присаживают в ковш сразу после введения раскислителей. В результате в ковше формируется достаточно подвижный шлак, обладающий высокой десульфурирующей способностью и адгезионной способностью по отношению к включениям. В результате среднее содержание серы в готовом металле снизилось с 0,026 до 0,021 % [45].
Метод расплавления в отдельном агрегате синтетического шлака для последующего слива этого шлака в сталеразливочный ковш постепенно уступает место методу наведения шлака требуемого состава в агрегате внепечной обработки при одновременном перемешивании и металла и шлака, при этих условиях метод использования ТШС получает самое широкое развитие.
Продолжаются исследования в направлении поиска путей повышения эффективности использования шлаковых смесей. Известно, что более интенсивное перемешивание позволяет получать более высокую степень десульфурации. Исследования проводили используя 6-т ковш с доломитовой футеровкой. После расплавления и нагрева до 1730-1770 0С в 12-т электропечи металл выпускали в ковш, одновременно присаживая на струю шлакообразующую смесь. Использовали шлаковые смеси, изготовленные из CaO, CaF2и гранул алюминия. После обработки аргоном в течение 4-6 мин металл вновь возвращали в печь для дополнительного нагрева. Опробовано семь способов перемешивания газом: через пористую пробку в днище ковша, через пористую пробку и крышку на ковше, при помощи пульсирующего потока газа, через фурму сверху и пористую пробку в днище, через сопла в боковой стенке, при помощи вращающейся фурмы. Установили, что при таком способе можно снизить содержание серы с 0,025-0,03 до 0,001 %, причём половина всего количества серы удаляется во время выпуска стали. Установлено, что для получения наилучшего результата наиболее подходит шлак, формирующийся из смеси 72 % СаО, 18 % CaF2и 10 % гранул алюминия, которую необходимо присаживать в ковш во время выпуска, а печной шлак при этом нужно отсекать; должна быть 0,001, а способ перемешивания должен обеспечивать воспроизводимые условия перемешивания при его высокой интенсивности [45].
Вследствие того, что шлакообразующая смесь содержит алюминий гранулированный, металл в печи перед выпуском не перегревали. Затраты тепла на нагрев и плавление смеси полностью компенсировались теплом, выделяющимся при окислении алюминия. Шлак при плавлении шлакообразующей смеси имел следующий химический состав, %: СаО — 41,62; — 9,85; А12О3 — 39,26; FeO— 1,20; Fe2О3 — 0,51; MnO— 2,19; MgO— 5,10; S— 0,53 (пробы отбирали из сталеразливочного ковша в конце выпуска) [57].
В результате внепечной обработки степень десульфурации металла составила в среднем 30 % (22-54 %). Макроструктура была удовлетворительной. Результаты оценки микроструктуры показали, что в рафинированном металле преобладает природное зерно балла 8, а в металле текущего производства — балла 7. Это свидетельствует о более высокой раскисленности опытного металла (0,022 % А1ост) по сравнению с обычным (0,0018 % А1ост) [57].
Установлено, что применение алюминия гранулированного при внепечной обработке повышает пластические свойства готового металла: относительное удлинение и сужение в среднем соответственно на 1,8 и 6,1 % выше, чем у стали, выплавленной по обычной технологии. Кроме того, при равных значениях временного сопротивления и предела текучести ударная вязкость стали в продольном и поперечном направлении в среднем на 10,4 и 8,4 % выше, чем у стали без шлаковой обработки [57].
На опытных плавках вследствие уменьшения угара расход раскислителей (ферромарганца, ферросилиция и алюминия) уменьшился соответственно на 0,42; 0,44 и 0,04 кг/т стали [57].
1.2 Исследования по введению раскислителей в металл и влияние вводимых элементов на качество стали
Условия проведения операции раскисления при плавке стали в плавильных агрегатах весьма неблагоприятны, так как, помимо кислорода, растворённого в жидком металле, с раскислителями в момент их ввода в металл взаимодействует кислород газовой фазы. Кроме того, проходя через шлак, раскислители взаимодействуют с оксидами железа шлака. При выпуске металла в ковш струя металла взаимодействует с атмосферой. То же самое происходит, когда струя металла выходит из ковша при разливке стали [25]. В результате определённая часть раскислителей (иногда весьма значительная) расходуется не на взаимодействие с кислородом, растворённым в металле. Эта часть окислившихся не по прямому назначению раскислителей называется угаром раскислителей. Современные средства контроля плавки не позволяют с достаточной точностью предсказать заранее величину угара раскислителей, эта величина от плавки к плавке может колебаться в заметных пределах, что затрудняет получение стали строго определённого состава. Значительный угар элементов нежелателен и из чисто экономических соображений.
Для снижения угара раскислителей и получения стали строго определённого состава используют ряд технологических приёмов. Вводят раскислители различного состава:
а) в чистом виде;
б) в виде сплавов с железом и друг с другом.
Изменяют место ввода раскислителей:
а) непосредственно в плавильный агрегат;
б) в струю металла, вытекающего из плавильного агрегата;
в) в глубь металла в сталеразливочном ковше;
г) в струю металла, вытекающего из сталеразливочного ковша;
д) в ковш, помещённый в вакуумную камеру.
Вводят раскислители в различном виде:
а) твёрдые (в виде кусков различных размеров);
б) жидкие (после предварительного расплавления);
в) порошкообразные (при вдувании порошка в металл струёй инертного
газа);
г) в виде специальной проволоки, подаваемой в глубь металла с определённой скоростью;
д) в виде «пуль», которые с помощью специального устройства «выстреливают» в глубь металла.
Угар раскислителей, вводимых в чистом виде, несколько выше, чем угар раскислителей, вводимых в виде сплава. Чистые раскислители дороже, однако расход их меньше, меньше требуется тепла на их расплавление (необходима меньшая степень перегрева металла), они не содержат нежелательных примесей.
Наибольший и наименее стабильный угар раскислителей имеет место в случае введения раскислителей в виде кусков непосредственно в плавильный агрегат.
Введение раскислителей непосредственно в плавильный агрегат называется «предварительным раскислением». Окончательным раскислением принято называть введение раскислителей в необходимом количестве частично в струю металла, вытекающего из плавильного агрегата, и частично непосредственно в ковш.
Угар раскислителей при введении их в ковш ниже, чем при введении их в печь, так как в последнем случае часть раскислителей взаимодействует не с металлом, а со шлаком. Однако и при введении раскислителей в ковш угар всё же велик. Особенно заметен при введении в ковш угар алюминия. Алюминий легче стали (плотность 2700 кг/м3), поэтому заброшенные на струю металла или непосредственно в ковш бруски алюминия всплывают и интенсивно окисляются, плавая на поверхности и взаимодействуя с атмосферой и со шлаком [10]. Значительное количество алюминия при этом расходуется нерационально. Кроме того, образующиеся в большом количестве оксиды могут загрязнять металл. Лучшие результаты достигаются при вводе алюминия непосредственно в толщу металла. Ввод алюминия в глубь металла обеспечивает уменьшение угара алюминия (снижается его расход), уменьшение разброса величин этого угара (стабильность состава и свойств металла), а также уменьшается загрязнённость стали оксидными неметаллическими включениями.
Кремний — элемент, легко окисляющийся. Окисление кремния, растворённого в металле, может происходить в результате его взаимодействия:
1) с кислородом, растворённым в металле;
2) с кислородом газовой фазы;
3) с оксидами железа шлака.
Во всех случаях при окислении кремния выделяется значительное количество тепла.
В агрегатах с основными шлаками реакция окисления кремния протекает практически до конца, так как образующийся кремнезём взаимодействует с основными оксидами и активность продолжение
--PAGE_BREAK-- в основных шлаках ничтожно мала.
Чем ниже будет активность оксидов железа в шлаке, тем дальше пойдёт процесс восстановления кремния. Такие компоненты расплава, как углерод или марганец, понижают окисленность и металла и шлака и повышают степень восстановления кремния. FeO— основной оксид, в кислых шлаках. Он связан с кремнезёмом в силикаты железа и его активность мала. Если же в шлак ввести более сильный основной оксид, например СаО, то этот оксид будет разрушать силикаты железа, образуя силикаты кальция, и активность оксидов железа в шлаке возрастёт, соответственно затормозится процесс восстановления кремния [21]. Если в ванну интенсивно подаётся окислитель, то имеет место окисление железа, и в металле остаются лишь следы кремния.
Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе и ограниченной в твёрдом. При кристаллизации стали по границам зёрен выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику (температура плавления 988 °С), которая при наличии кислорода (образование оксисульфидов) плавится при ещё более низких температурах [58].
Межзёренные прослойки (обычно на микрошлифе они выглядят в виде нитей) фазы, богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются и сталь теряет свои свойства, происходит разрушение металла (красноломкость). Красноломкость особенно сильно проявляется в литой стали, так как сульфиды в этом случае скапливаются по границам первичных зёрен; если сталь хотя бы однократно подвергалась горячей деформации, то вследствие измельчения зерна и образования при деформации новых зёрен красноломкость проявляется в гораздо меньшей степени. Однако и в этом случае стремятся получить в стали минимум серы, так как вредное влияние серы на механические свойства заметно, особенно в направлении поперёк оси прокатки или ковки [58, 59].
Повышенное содержание серы приводит к появлению так называемых «горячих трещин», особенно, при непрерывной разливке стали [25]. Поэтому в большинстве случаев удаление из металла серы является одной из главных задач при производстве качественной стали.
В соответствии с константой равновесия для удаления серы из металла необходимо [5, 25]:
а) высокая активность СаО в шлаке;
б) низкая активность FeOв шлаке;
в) низкая активность серы в шлаке.
Поскольку реакция идёт на границе металл-шлак, то чем больше поверхность контакта металла со шлаком (чем выше степень перемешивания), тем полнее и быстрее протекает процесс удаления серы из металла. Условия протекания реакции при этом облегчаются также благодаря поверхностной активности серы.
Основными условиями, необходимыми для успешного проведения операции десульфурации, являются:
1) высокая активность СаО в шлаке;
2) низкая активность оксидов железа в шлаке;
3) низкая активность кислорода в металле (раскисленность металла);
4) малая активность (низкое содержание) серы в шлаке;
5) высокая температура;
6) большая площадь контакта металла с десульфурирующим шлаком.
Для обеспечения этих условий используют следующие технологические приёмы:
1) вводят добавки извести (CaO) или известняка ();
2) для получения активного жидкоподвижного шлака и повышения тем самым активности СаО в шлак вводят добавки, снижающие его вязкость (А12О3, CaF2, МnО и др.). Эти добавки ускоряют протекание процесса ошлакования введённых кусков извести;
3) проводят скачивание шлака с последующим наведением нового, не содержащего серы;
4) стремятся использовать для целей десульфурации те периоды плавки, в которые металл максимально нагрет. При высокой температуре ванны энергично окисляется углерод и активность оксидов железа в шлаке понижается, при этом улучшаются условия перемешивания металла со шлаком; при высокой температуре возрастает интенсивность диффузионных процессов и облегчаются условия диффузии серы из объёма металла к поверхности контакта со шлаком;
5) металл обрабатывают жидкими или твёрдыми синтетическими шлаками и шлаковыми смесями с высокой и низкой ;
6) в некоторых случаях, когда хотят получить сталь с особо низким содержанием серы, вдувают в металл в струе инертного газа высокоосновные шлаковые смеси (СаО + CaF2), а в особых случаях — такие компоненты, как карбид кальция СаС2 или другие сплавы, содержащие Са или даже чистый кальций (а также магний);
7) используют для десульфурации редкоземельные металлы (церий, лантан, неодим и др.);
8) используют шихту, чистую по сере.
Вопрос грануляции металлов и сплавов в научной литературе разработан недостаточно полно, но были встречены следующие технологии.
БелНИИлит разработал серию машин для производства литой дроби. Принцип действия машины заключается в использовании центробежных сил [30]. Расплав заливается через воронку на тарельчатый гранулятор, вращающийся вокруг вертикальной оси. При этом капли расплава слетают с гранулятора, формируются в дробинки и попадают в охлаждающую жидкость. Охлаждённые дробинки скатываются по дну бака, в который заключён гранулятор, в приёмник наклонного элеватора.
Затем дробь поднимается элеватором при одновременном обезвоживании из бака машины и транспортируется в приёмный бункер.
Монтируется машина в цехе, напольно, то есть не требует специального помещения, легко вписывается в производство с привязкой к имеющимся коммуникациям и оборудованию.
Машиной может управлять один оператор с пульта управления в наладочном режиме. Фракционный состав производимой дроби меняется за счёт изменения скорости вращения тарелки гранулятора, которая в свою очередь регулируется сменными шкивами привода вращения гранулятора. Специальная система блокировок обеспечивает безопасность обслуживания машины.
Процесс формирования частиц имеет ряд особенностей: время полёта жидкой частицы от торца тарельчатого гранулятора до поверхности водяной завесы на стенках бака машины не должно быть меньше времени её сфероидизации, иначе формируются дробинки вытянутой формы [60]. К вытянутой форме гранул приводит снижение времени пребывания частиц в жидком состоянии вследствие образования на их поверхности плёнки тугоплавких оксидов (например, Аl2О3), резко повышающих вязкость капли и, тем самым, её сопротивление принятию округлой формы.
Охлаждающая жидкость — 0,03 % раствор двухромовокислого натрия NaCr2О3 [61].
Основной параметр машины — диаметр бака — 2000-2200 мм ГОСТ 11964-89 [8] и частота вращения грануляторов 600-1000 , частота вращения крыльчатки 30 [61].
Л.А. Мудрук и С.С. Затуловский предложили технологию, позволяющую получать литую дробь как для нужд литейного производства, так и для других областей применения, основанную на высокопроизводительном методе диспергирования струи жидкого металла потоком энергоносителя (воздуха, воды) с последующей сфероидизацией распыленных частиц в воздушной среде и окончательным затвердеванием в водяной ванне. Извлечённая дробь подаётся в сушилку, а дальше на вибросито [33].
Характеристика получаемой дроби
Гранулометрический состав, мм 0,5…5,0
Фактор формы 0,85...1,00
Плотность, г/см3 6,5...7,2
Твёрдость, HRC 25...60
Циклическая стойкость, циклы 400
Содержание кислорода, %
Насыпная плотность, г/см3 1...5
Магнитная проницаемость, Гс/э 1 ...9
Давление распыливающего воздуха
В дальнейшем В.И. Багрянцевым и А.В. Чевалковым было предложено интенсифицировать процессы распыления расплавов и их охлаждения при использовании закрученных газовых потоков [62].
В отличие от прямоструйных форсунок существенное влияние на структуру вращающейся газовой струи на выходе из форсунки оказывает обратный поток со стороны замкнутого объёма по оси к выходному отверстию форсунки, которая увеличивает угол раскрытия газовой струи и резко сокращает её длину. На образование обратного потока оказывает влияние интенсивность закрутки, наличие центрального тела в приосевой зоне форсунки. Изменяя величину интенсивности и расположение обратного потока, можно изменять механизм распада струи расплава, регулируя фракционный состав порошка (гранул), структуру факела распыления. В закрученном газовом потоке распад струи расплава начинается в низкоскоростной приосевой зоне за счёт разрежения воздействия прямого или обратного газового потока. На этом участке дробление расплава подобно его распылению под действием центробежных сил [62].
Процесс распыления сопровождается интенсивным охлаждением капель расплава. В период начала дробления капли охлаждаются в условиях несформировавшегося теплового пограничного слоя и процесс имеет нестационарный характер.
Окончательное охлаждение затвердевших капель может производиться: в свободном полёте, излучением и конвекцией, что требует увеличения габаритных размеров охладителя; в попутном газовом потоке; попутным, вращающимся, соосным газовым потоком; встречными обычными и закрученными газовыми струями; в водяной ванне; различными комбинациями этих схем [62].
Выводы и задачи исследования
По результатам проведенного обзора научной литературы поставлена цель диссертационной работы: разработка технологии применения гранулированного алюминия при раскислении стали во время выпуска жидкого металла из сталеплавильного агрегата для снижения расхода дорогостоящего элемента и повышения качества производимой продукции.
Для достижения заданной цели в работе поставлены следующие основные задачи:
— исследование влияния различных технологических факторов на ход процесса раскисления стали гранулированным алюминием, поиск их оптимальных значений и разработка рекомендаций по условиям проведения процесса раскисления стали;
— исследование усвоения алюминия при различных технологиях раскисления стали в момент выпуска металла из плавильного агрегата;
— исследование влияния фракционного состава присаживаемых элементов на процесс взаимодействия раскислителя с кислородом расплава;
— исследование и разработка технологии производства гранулированного алюминия фракции 7-15 мм;
— производственные испытания и практическое применение гранулированного алюминия при раскислении конструкционной высококачественной стали.
2. Разработка технологии раскисления стали с целью получения остаточной концентрации алюминия 0,03-0,04%.
2.1 Методика работы
Исследованы и произведены испытания по практическому применению гранулированного алюминия при производстве конструкционной высококачественной стали.
Выплавлена сталь с содержанием Si
При обработке стали в ковше удаление Sвозможно только из раскисленного металла. Учитывая, что полуспокойные стали раскисляются алюминием, кремний, обладающий меньшим сродством к кислороду, окисляется незначительно, что может привести к содержанию его выше требуемого [63, 64].
Шихтовые материалы и их подготовка.
Жидкий чугун, поступающий в миксерное отделение цеха, должен соответствовать требованиям ТУ 14-106-260-97, ТУ 14-106-554-98 и подаваться из доменных цехов в предварительно очищенных чугуновозных ковшах.
Массовые доли элементов в поступающем чугуне приведены в табл. 2.
Таблица 2
Номер ТУ
Массовая доля элементов, %
Кремний
Сера, не более
Фосфор, не более
ТУ 14-106-260-97
0,4-1,0
0,025
0,15
0,4-1,0
0,020
0,15
ТУ 14-106-554-98
0,4-1,0
0,012
0,15
Уровень жидкого чугуна в чугуновозных ковшах, поступающих из доменных цехов, должен быть на 200-250 мм ниже верхней кромки ковша, но не менее 2/3 высоты наполнения ковша [65].
При наличии толщины слоя шлака в чугуновозных ковшах более 250 мм производят скачивание шлака.
Чугун переливают в заливочный ковш после получения результатов химического анализа проб, отобранных в доменном цехе при выпуске чугуна. После наполнения заливочного ковша чугуном производят взвешивание чугуна, отбирают пробу в соответствии с требованиями ГОСТ 7565-81 и отправляют в экспресс-лабораторию.
Температуру чугуна в заливочном ковше измеряют термоэлектрическим преобразователем после наполнения ковша.
Загружаемый в конвертер металлический лом должен иметь габаритные размеры не более: пакеты – 2000 1000 700 мм, конструкции — 2000 1000 700 мм, длинномерные изделия (трубы, рельсы, балки, сортовой прокат) — 3000 мм, обрезь слябов и скрапа — 1000 мм [65, 66].
Количество обрези слябов должно быть не более 15 % от массы твёрдой металлической шихты, подаваемой на плавку.
Не допускается в металлошихте наличие стружки (кроме пакетированной), цветных металлов, окалины, взрывоопасных и вредных примесей (взрывчатых веществ, закрытых сосудов, пакетов со льдом, маслом).
Металлический лом первого сорта, металлизованные окатыши и брикеты железной руды (ГБЖ) отдельно складируют в шихтовых открылках и используют при производстве стали:
- с массовой долей серы не более 0,018 % без обработки ТШС и не более 0,010 % с обработкой ТШС;
- с массовыми долями хрома, никеля, меди в сумме не более 0,07 %;
- при производстве низкокремнистой и низкосернистой стали;
- при производстве низкоуглеродистой качественной стали по ГОСТ 9045.
Металлический лом третьего сорта отдельно складируют в шихтовых открылках и используют целевым назначением.
Металлошихту, поступившую из копрового цеха с пометкой в сопроводительном документе «трансформаторная сталь» отдельно складируют в шихтовых открылках и используют целевым назначением.
Перед подачей в загрузочный пролёт металлошихту в лотках взвешивают.
Охладители и шлакообразующие материалы, поступающие в конвертерное отделение должны соответствовать следующей нормативной документации: железорудные окатыши — ТУ 0722-031-00186803-99; агломерат высокоосновный — ТУ 14-106-563-99; известь металлургическая — ТУ 14-106-506-96; доломит металлургический — ТУ 14-106-566-99; известняк — ТУ 0750-005-00186855-97; доломит сырой марки ДО-20 — ТУ 0753-009-00186861-98; твёрдый конвертерный шлак с размером зёрен от 10 до 70 мм — ГОСТ 3344-83; плавиковый шпат — ГОСТ 29220-91. Охладители и шлакообразующие материалы должны быть воздушно сухими.
Размер кусков плавикового шпата должен быть от 10 до 80 мм. Массовая доля фракций менее 10 мм и более 80 мм должна составлять не более 10 % каждой [66].
В качестве основных шлакообразующих материалов применяют известь металлургическую марки ИС-1 первого сорта (сумма массовых долей оксидов кальция и магния не менее 92 %, массовая доля потерь при прокаливании — не более 5,0 %) и доломит металлургический марки ДС (массовая доля оксида магния не менее 30 %, массовая доля потерь при прокаливании — не более 5,0 %) [66].
Приём извести и доломита металлургического производят с учётом обеспечения длительности их хранения в бункерах конвертерного цеха не более 24 часов.
Садка конвертера состоит из жидкого чугуна и твёрдой металлошихты. Масса садки — 360 т, в том числе: чугун 250-310 т; твёрдая металлическая шихта 110-50 т [65].
Шихтовку плавки (соотношение жидкого чугуна и твёрдой металлошихты в садке) устанавливают на основании утверждённых норм расхода чугуна, теплосодержания чугуна, расхода шлакообразующих материалов и из расчёта окончания продувки с получением заданной массовой доли углерода, температуры металла и основности конечного шлака.
Влияние различных факторов на расход чугуна и другие параметры конвертерной плавки приведены в табл. 3.
При недостатке чугуна для корректировки температурного режима плавки в качестве теплоносителя используют кокс (ТУ 14-106-269-86).
Расход кокса должен быть не более 12 кг/т и, при этом, шихтовку плавки
устанавливают в соответствии с требованиями, приведёнными в табл. 3.
При избытке чугуна производят частичную или полную замену металлолома железорудными окатышами или агломератом высокоосновным. Массовый расход железорудных окатышей и агломерата высокоосновного на плавку определяют в соответствии с требованиями. Порядок загрузки металлошихты в конвертер:
— металлический лом, при этом, в первую очередь – легковесный (мелкий и пакеты), затем тяжеловесный лом;
— известь и (или) доломит металлургический;
— жидкий чугун.
--PAGE_BREAK--
2.2 Анализ применения алюминия различного фракционного состава при раскислении стали
В данном разделе изложены дополнительные требования к выплавке и внепечной обработке стали с ограниченными массовыми долями кремния, серы и марганца. Массовые доли кремния, серы и марганца в выплавляемой стали приведены в табл. 6, а массовые доли других элементов регламентируются заказами потребителей.
Таблица 6
Массовая доля элементов в готовой стали
Позиция
Сталь
спецификация
Массовая доля элементов в стали, %
Кремний,
не более
Сера
Марганец
1
АА
0, 03
(0,02; 0,10)
не более 0,010
0,20-0,90
А
не более 0,015
Б
не более 0,018
В
не более 0,020
0,41-0,90
Г
не более 0,020
2
АА
0,04
(0,03; 0,10)
не более 0,010
0,91-1,50
А
не более 0,015
Б
не более 0,018
В
не более 0,020
Г
не более 0,020
Применяемые материалы.
Для выплавки стали спецификаций АА и А применяют чугун с массовой долей серы не более 0,012 %, для стали спецификаций Б, В — не более 0,020 % [66]. Для выплавки стали спецификаций АА и А используют отборный металлический лом 1 сорта, для стали спецификаций Б — Г — лом 2 сорта [66].
Для раскисления, легирования и модифицирования стали применяют:
Позиция
Массовая доля кремния, % н.б.
Применяемые материалы*
1
0,03
ферромарганец высокоуглеродистый, ферромарганец среднеуглеродистый, алюминий вторичный
2
0,04
1
0,02
марганец металлический, алюминий первичный
2
0,03
1,2
0,10
ферромарганец высокоуглеродистый, ферромарганец среднеуглеродистый, алюминий вторичный, силикокальций
*При производстве стали спецификации АА дополнительно применяют карбид кальция.
Выпуск и раскисление расплава.
Выпуск расплава из конвертера производят при получении температуры металла в пределах 1690-1720 °С с учётом обработки ТШС. ТШС состоит из алюминия гранулированного фракции от 7 до 30 мм, извести металлургической марки ИС-1 и плавикового шпата фракции от 10 до 80 мм.
С началом выпуска металла из конвертера и до 0,25 высоты наполнения ковша присаживают мелочь коксовую, алюминий гранулированный, известь и плавиковый шпат, с 0,3 до 0,5 высоты наполнения ковша присаживают марганецсодержащие ферросплавы [69]. В конце выпуска, при наполнении ковша на 0,7 высоты, присаживают алюминий гранулированный для раскисления и в случае вскипания металла дополнительно присаживают 0,2-0,3 кг/т алюминия кускового [66, 70].
Количество алюминия гранулированного, присаживаемого в начале и в конце выпуска, а также извести и плавикового шпата определяют в соответствии с требованиями табл. 7.
При производстве марок стали спецификации АА присаживают 300-600 кг карбида кальция совместно с алюминием гранулированным для раскисления стали.
Все материалы присаживают с лотка ферросплавов. Конвертерный шлак при выпуске плавки из конвертера отсекают шаром.
Обработка жидкого металла аргоном в сталеразливочном ковше.
Продувку металла аргоном производят с объёмным расходом 20-70 м3/ч. По истечении 1 мин усреднительной продувки аргоном измеряют температуру металла, которая должна быть в пределах 1610-1640 °С [71].
--PAGE_BREAK--T) определяют расход второй порции алюминиевой катанки.
Расход второй порции алюминиевой катанки диаметром 11,5 мм должен быть в соответствии с требованиями табл. 10.
Таблица 10
Расход алюминиевой катанки
Технологическая
схема
Толщина
слоя шлака, мм
Расход алюминиевой катанки, м
АТ,
1-5
6-10
11-15
16-20
21-25
26-30
1
100
710-850
860-1000
1010-1150
1160-1300
1310-1450
1460-1600
2
560-700
710-850
860-1000
1010-1150
1160-1300
1310-1500
Примечание:
1. При возрастании толщины шлака на каждые 50 мм расход алюминиевой катанки увеличивают на 150 м.
2. При использовании катанки с диаметром более или менее 11,5 мм её расход определяют с учётом переводного коэффициента.
Толщину слоя покровного шлака в сталеразливочном ковше определяют по величине ошлакованного участка сляба после его опускания в расплав (визуально).
После ввода второй порции алюминиевой катанки производят продувку металла аргоном продолжительностью не менее 4 мин, затем отбирают пробу металла и после получения анализа замеряют температуру.
Сталеразливочный ковш с металлом передают на УНРС при получении:
— массовой доли алюминия в пределах 0,045-0,070 %;
— массовой доли марганца на 0,02 % выше нижнего марочного предела;
— температуры металла в пределах 1590-1610 °С.
Корректировку массовой доли алюминия производят из расчёта: 200 м алюминиевой катанки вносят 0,01 % алюминия [71]. Корректировку массовой доли марганца при производстве марок стали с массовой долей углерода 0,04 % и менее производят ферромарганцем среднеуглеродистым, а при производстве марок стали с массовой долей углерода 0,05 % и более — ферромарганцем высокоуглеродистым. Корректировку производят из расчёта: 50 кг марганецсодержащего ферросплава вносят 0,01 % марганца [71].
Продолжительность продувки металла аргоном после проведения корректировки химического состава должна быть не менее 2 мин.
Перед подачей плавки на УНРС поверхность расплава в сталеразливочном ковше покрывают теплоизолирующей засыпкой.
Химический подогрев металла в сталеразливочном ковше.
Химическому подогреву подвергают плавки, температура металла которых в сталеразливочном ковше ниже указанной в табл. 5.
Химический подогрев производят после выполнения технологических операций:
— по истечении 3-х мин усреднительной продувки или после обработки аргоном для марок стали по ГОСТ 380-88, ГОСТ 1050-88, ГОСТ 4041-71;
— для низкокремнистой и низкосернистой стали;
— для низкоуглеродистой качественной стали по ГОСТ 9045-93 и её аналогов.
Непосредственно перед подогревом производят измерение температуры металла. По результатам измерения температуры металла определяют температуру нагрева металла (t) в интервале 5-55 °С. Данная температура нагрева должна быть достаточной для получения температуры металла в сталеразливочном ковше после обработки в соответствии с требованиями табл. 5.
Фурму устанавливают на расстоянии 200-400 мм (визуально) от поверхности расплава. Затем вводят предварительную порцию алюминиевой катанки, расход которой в зависимости от содержания алюминия в металле перед подогревом должен быть:
Содержание алюминия, %
0,020-0,030
> 0,030
Предварительная порция, м
300
200
100
Не прерывая ввода алюминиевой катанки, производят погружение фурмы в расплав на глубину 1,5-4,0 м (визуально), при этом объёмный расход кислорода плавно увеличивают с 10-15 до 40-60 м/мин. Давление кислорода в сети должно быть в пределах 15-16 кгс/см (1,5-1,6 МПа) [71].
Общий расход алюминия, объёмный расход кислорода и глубина погружения фурмы в зависимости от tприведены в табл. 11.
Таблица 11
Расход алюминия, кислорода и глубина погружения
Параметры
Температура нагрева металла
5-14
15-24
25-34
35-44
45-55
Алюминиевая катанка, м
800-1000
1001-1300
1301-1700
1701-2200
2201-2800
Кислород,
280-320
321-360
361-400
401-450
451-510
Объёмный расход кислорода,
40
45
50
55
60
Глубина погружения фурмы, м
1,5-2,0
2,0-2,5
2,6-3,0
3,1-3,5
3,6-4,0
Вывод фурмы из расплава производят при объёмном расходе кислорода 10-15 м/мин. После окончания продувки кислородом производят усреднительное перемешивание металла аргоном с объёмным расходом 20-70 м3/мин в течение 1-3 мин. Затем отбирают пробу металла на химический анализ и измеряют температуру. При получении заданной температуры металла и результатов химического анализа металла, плавку передают на УНРС. При необходимости производят корректировку химического состава металла и модифицирование.
Результаты исследования включений в литом металле, показывают, что порядок ввода раскислителей в ковш влияет, во-первых, на природу образующихся включений, и, во-вторых, определяет кинетические условия удаления включений. Загрязнённость готового проката на плавках с передувом и на сравнительных плавках представлена в табл. 12. При первоочередном вводе алюминия в ковш (опытный вариант) загрязнённость стали оксидными включениями как на плавках с науглероживателем, так и без науглероживания ниже, чем на обычных плавках с вводом алюминия после ферросплавов. При сохранении однойи той же схемы раскисления металл, полученный с передувом, содержит большее количество оксидных неметаллических включений. Однако, приприменении новой схемы раскисления содержание оксидных включений в передутом металле оказалось ниже, чем при обычной технологии (остановка на собственном углероде и ввод алюминия в ковш послекремнийсодержащих ферросплавов). Так, содержание оксидных включений в стали3сп соответственно составляет 0,0058 и 0,0064 %, в стали 20 тр. сш. — 0,0097 и 0,0100 %, а стали 35ГС — 0,0128 и 0,0188 %, в стали 45 — 0,0167 – 0,0169 %.
Независимо от технологии выплавки при первоочередном вводе алюминия в ковш в составе включений уменьшается содержание кремнезёма, а содержание глинозема сохраняется практически на одинаковом уровне, а в стали 20 тр. сш. даже снижается. Это подтверждает вывод опреимущественном удалении включений глинозема. Сохранение этой закономерности для всех исследованных марок стали (от 3сп до обработанных синтетическим шлаком — 20 тр. и низколегированной — 35ГС) говорит отом, что можно технологически простым способом регулировать состав оксидныхвключений и, в конечном итоге, управлять их влиянием на технологические и эксплуатационные свойства готового проката.
--PAGE_BREAK--
3. Экономика и организация производства.
3.1 Технико-экономическое обоснование темы дипломной работы
Раскисление металла является одной из важнейших технологических операций, непосредственно определяющей качество металла. Эффективность процесса во многом зависит от места, метода и вида вводимого раскислителя в металл. В настоящее время широко используется до сих пор присадка сильных раскислителей в ковш во время выпуска плавки из конвертера. Например, при выплавке низкоуглеродистой стали 08Ю для холоднокатаного листа и при раскислении во время выпуска, угар алюминия составляет 80-95 %. Следовательно, алюминий в основном расходуется не на раскисление металла, а на взаимодействие со шлаком, атмосферой и футеровкой. Расплавляясь, жидкий алюминий сосредотачивается на поверхности металла в ковше при его наполнении и активно окисляется. При низкой степени усвоения невозможно обеспечить содержание активного элемента в готовом металле в узких пределах.
Производство активных металлов, например алюминия, как правило, сопряжено с большими затратами энергии. Следовательно, неоправданный расход этих металлов означает ненужный расход энергии, истощение запасов топлива и связанное с этим дополнительное загрязнение окружающей среды.
Таким образом, проблема оптимизации ввода активных элементов в расплав сохраняет свою актуальность.
В данной работе исследовано влияние фракционного состава присаживаемых раскислителей на кинетические условия реакции взаимодействия с кислородом расплава. Предлагаемое применение алюминия в виде гранул ускоряет процесс их расплавления и растворения в основной массе жидкой стали, что в конечном счёте ведёт к более эффективному раскислению стали и снижению расхода раскислителя.
С использованием результатов теоретических и
экспериментальных исследований разработана и внедрена в производство новая технология раскисления расплава стали гранулированным алюминием.
Технология обеспечивает повышение точности химического состава стали по
алюминию на 30 % при одновременном снижении расхода алюминия в среднем в 1,8 раза.
Новая технология раскисления стали алюминиевыми гранулами снизила количество вредных выбросов в атмосферу.
3.2 Сетевой график выполнения дипломной работы
С целью лучшей организации и контроля за ходом выполнения дипломной работы исследовательского характера в начале дипломирования составляется и рассчитывается сетевой график.
Сетевой график представляет собой графическое отображение взаимосвязи событий и работ, имеющих место при проведении исследования. График устанавливает сроки выполнения каждого этапа работы, входящей в план исследования, и резервы времени, позволяющие маневрировать ресурсами и сроками начала работ. Сетевой график позволяет рационально организовать рабочее время исполнителей, порядок работ и контролировать процесс выполнения исследования в установленные сроки.
Для разработки и расчёта исходного сетевого графика выполнения работы необходимо составить перечень работ (табл. 14).
Сетевой график включает три комплекса работ:
а) комплекс подготовительных работ;
б) проведение экспериментальных работ;
в) комплекс заключительных работ.
Таблица 14
Составление перечня работ
Шифр работы
Наименование работ
Формулировка событий
Подготовительный период
0-1
Получение задания на НИР от кафедры
Задание на НИР получено
1-2
Составление технико-экономического обоснования и определение актуальности НИР
Технико-экономическое обоснование составлено и актуальность НИР определена
2-3
Составление первоначального литературного обзора по НИР
Первоначальный литературный обзор составлен
3-4
Определение потенциальных опасностей и вредных факторов
Потенциальные опасности и вредные факторы определены
4-5
Разработка мер защиты по технике безопасности
Защитные меры по технике безопасности
5-6
Ожидание
Ожидание выполнено
3-6
Изучение существующих работ по данной теме
Существующие работы изучены
6-7
Выбор и составление методики проведения исследования
Выбрана и составлена методика проведения исследования
7-8
Подготовка рабочего места и всего необходимого для проведения исследования
Рабочее место подготовлено
Экспериментальный период
8-9
Анализ полученных данных
Анализ полученных данных проведен
9-10
Использование стандартной программы для ЭВМ
Стандартная программа для ЭВМ использована
Окончание табл.14
10-11
Отладка программы
Программа отлажена
11-12
Обсуждение результатов расчета с научным руководителем
Результаты расчета обсуждены
12-13
Выводы по работе
Выводы сделаны
13-14
Сопоставление полученных данных с литературными
Данные сопоставлены
Заключительный этап
14-15
Обобщение результатов исследования
Обобщение результатов сделано
15-16
Построение графиков, таблиц, чертежей
Графики, таблицы, чертежи выполнены
16-17
Составление окончательного варианта сетевого графика
Сетевой график составлен
17-18
Общее оформление раздела по охране труда
Раздел по охране труда оформлен
18-19
Написание окончательного варианта литературного обзора НИР
Окончательный вариант литературного обзора написан
19-20
Общее оформление пояснительной записки
Пояснительная записка оформлена
21-22
Оформление плакатов
Плакаты оформлены
22-23
Подготовка к предварительной защите на кафедре
Подготовка проведена
23-24
Получение рецензий
Рецензии получены
24-25
Подготовка доклада, внесение дополнений и исправлений в пояснительную записку, плакаты
Доклад подготовлен, дополнения и исправления в пояснительную записку и плакаты внесены
25-26
Защита дипломной работы на ГЭК
Диплом защищен
Составление первоначального варианта сетевого графика.
Рис. 2. Сетевой график дипломной работы
Расчёт основных параметров сетевого графика.
Основные параметры сетевого графика: ожидаемое время выполнения работ, ранние и поздние сроки начала и окончания работ, резервы работ.
Ожидаемое время выполнения работы, которое используется при последующих расчётах сетевого графика, определяется:
(8)
Порядок расчёта остальных параметров:
а) устанавливается критический путь и его длительность;
б) определяются ранние сроки начала и окончания работ, начиная с исходного события:
(9)
(10)
в) определяются поздние сроки начала и окончания работ, начиная с завершающего события:
(11)
(12)
г) полный резерв работы:
(13)
Таблица 15
Расчёт параметров сетевого графика
Шифр работ
tmin
tmax
tож
tph
tро
tnh
tno
R
0-1
1
2
1,8
1,8
1,8
1-2
2
4
2,4
1,8
4,2
1,8
4,2
2-3
130
140
132
4,2
136,2
4,2
136,2
3-4
5
7
5,8
136,2
142
138,4
142
2,2
4-5
4
6
4,7
142
146,7
14,2
146,7
2,2
5-6
146,7
146,7
148,9
146,7
2,2
3-6
12
14
12,8
146,7
148,2
146,7
148,2
6-7
9
11
9,0
148,2
157,2
148,2
157,2
7-8
50
60
52
157,2
209,2
157,2
209,2
8-9
6
8
6,4
209,2
215,3
209,2
215,3
9-10
7
9
7,9
215,3
223,5
215,3
223,5
10-11
5
7
5,8
223,5
229,3
223,5
229,3
11-12
11
12
11,1
229,3
240,3
229,3
240,3
12-13
5
6
5,3
240,3
245,6
240,3
245,6
13-14
9
11
9,8
245,6
255,4
245,6
255,4
Окончание табл. 15
14-15
7
8
7,2
25,4
262,6
255,4
262,6
15-16
4
6
4,6
252,6
267,2
262,6
267,2
16-17
3
4
3,7
267,2
271,8
267,2
271,8
17-18
8
9
8,0
271,8
275,5
271,8
275,5
18-19
6
7
6,2
275,5
283,5
275,5
283,5
19-20
12
13
12,5
283,5
289,7
283,5
289,7
20-21
8
9
8,2
289,7
302,2
289,7
302,2
21-22
9
11
9,0
302,2
310,4
302,2
310,4
22-23
3
4
3,0
310,4
313,4
310,4
313,4
23-24
5
6
5,8
313,4
319,2
313,4
319,2
24-25
2
4
2,2
319,2
321,4
319,2
321,4
25-26
2
3
2,3
321,4
323,6
321,4
323,6
Оптимизация сетевого графика.
Оптимизация сетевого графика осуществляется путём перераспределения времени с ненапряжённых путей на критический путь. Это осуществляется в несколько этапов, в зависимости от реальных возможностей. Результаты записаны в табл. 16.
Таблица 16
Оптимизация сетевого графика
№ пути
Первоначальная деятельность пути
Резерв
Этапы оптимизации
Первый
Измерение
Результат
1
323,6
-1,1
322,5
2
321,4
2,2
+1,1
322,5
Перед оптимизацией сетевого графика определяется оптимальная продолжительность выполнения всего комплекса работ. Для этого сложим продолжительность всех путей графика и полученную сумму разделим на количество путей. В результате получаем теоретически самый короткий срок выполнения всех работ. Оптимизируя график, следует по возможности приблизиться к этой цифре.
Оптимальная продолжительность выполнения всего комплекса работ:
(14)
В результате оптимизации графика сроки выполнения работ сокращаются на А%:
(15)
(16) продолжение
--PAGE_BREAK--
3.3
Расчёт затрат на выполнение дипломной работы
Затраты на заработную плату.
Под исполнителями работы подразумеваются: непосредственный исполнитель дипломной работы – студент, научный руководитель проекта, консультант по ОБЖ, консультант по экономике, рецензент.
Количество времени, затраченное на дипломное проектирование:
— студентом – 322 часа;
— научным руководителем – 25 часов;
— консультантом по БЖД – 1 час;
— консультантом по экономике – 4 часа;
— рецензентом – 3 часа.
Исходные данные необходимые для расчёта заработной платы приведены в табл. 17.
Таблица 17
Исходные данные необходимые для расчёта заработной платы
Исполнитель работ
Время выполнения работы, ч
Часовая тарифная ставка, р/ч
Заработная плата
Отчисления во внебюджетные фонды, р.
Зосн
Здоп
Студент
322
12,79
4118,4
411,84
1177,86
Научный руководитель
25
7,05
176,25
17,63
50,41
Консультант по БЖД
1
69,77
69,77
6,98
19,96
Консультант по экономике
4
69,77
279,08
27,91
79,82
Рецензент
6
99
594
59,4
169,88
Итого
5237,5
523,75
1497,93
Часовая ставка:
руб/ч (17)
где: ЗП – заработная плата, руб;
t– отработанное время за месяц, ч.
, руб/ч (18)
, руб/ч (19)
, руб/ч (20)
, руб/ч (21)
Основная заработная плата: ЗПосн=5237,5руб.
Дополнительная заработная плата равна 10% от основной заработной платы:
ЗПдоп=5237,5∙0,10=523,75 руб. (22)
Общая заработная плата:
ЗПобщ=ЗПосн+ЗПдоп=5237,5+523,75=5761,25 руб. (23)
Отчисления на социальное страхование – 26% от общей заработной платы:
ОСС=ЗПобщ∙0,26=5761,25*0,26=1497,93 руб. (24)
Затраты на заработную плату:
ЗЗП=ЗПосн+ЗПдоп+ОСС=5237,5+523,75+1497,93=7259,18 руб. (25)
Затраты на использование ПК:
— стоимость 1 часа – 100 руб;
— количество затраченного времени – 28 часов.
Общие затраты: 100∙28=2800 руб.
Прочие расходы.
Прочие расходы включают затраты на содержание администрации, зданий, охрану труда, технику безопасности, содержание библиотеки, общежития, отопления, освещения, воды и т. д.
Процент прочих затрат составляет 30% от затрат на заработную плату:
ПЗ=ЗЗП∙0,30=7259,18∙0,30=2177,75 руб. (26)
Сводная смета затрат на выполнение дипломной работы приведена в табл. 18.
Таблица 18
Сводная смета затрат
№ п/п
Наименование затрат
Сумма, руб.
% к итогу
1
Затраты на заработную плату
7259,18
59,33
2
Затраты на ПК
2800
22,88
3
Прочие затраты
2177,75
17,79
Итого
12236,93
100
4. Охрана труда.
4.1 Анализ условий труда при выполнении дипломной работы
Рабочее помещение расположено на четвёртом этаже четырёхэтажного жилого здания.
Рабочее помещение с размерами L× В × Н = 5,5× 3,5 × 3,0 м имеет один выход в коридор с дверным проёмом 2,10 × 1 м.
Естественное освещение рабочего помещения — боковое, через два оконных проёма с размерами 2,2 × 1,6 м. Светопроемы, ориентированы на юг и на восток. Искусственное освещение рабочего помещения — общее с 3-мя лампами накаливания (общая мощность источников света 180 Вт). Рабочее место располагается по отношению к окну таким образом, что естественный свет падает сбоку (справа).
Отопление — центральное, водяное, двухтрубное, с верхней разводкой и алюминиевыми радиаторами.
Вентиляция с естественной вытяжкой воздуха осуществляется через вентканалы, расположенные на кухне и в санузле. Исследования осуществляются с постоянным применением компьютера.
Таблица 19
Опасные и вредные производственные факторы
пп/п
Выполняемая работа
(технологическая
операция)
Применяемое оборудование, машины, механизмы,
приспособления, а также материалы,вещества
Опасные или вредные производственные факторы
11
Обработка данных
Компьютер
Уровни электромагнитных показателей (ЭМП), акустический шум, электрический ток, визуальные показатели ВДТ, микроклимат, освещение, вредные вещества
22
Вывод на печать
Компьютер, принтер
Уровни ЭМП, шум, электрический ток, микроклимат, освещение, вредные вещества
Таким образом, при выполнении дипломной работы на работающего действуют опасные и вредные производственные факторы. Опасные: поражение электрическим током. Вредные: микроклимат, шум, электромагнитное излучение, вредные вещества, освещение.
4.2 Мероприятия по обеспечению безопасности труда
При работе с компьютером, как уже отмечалось, существует рад потенциальных вредных и опасных факторов, которые могут негативно сказаться на здоровье и работоспособности пользователя. К этим факторам следует отнести прежде всего специфические нагрузки на зрение, малоподвижность, монотонность и напряженность труда, электромагнитные поля, а также шум, тепловыделения и др. Их источниками является как сам компьютер, с его конструктивными, визуальными, эмиссионными параметрами, так и условия работы прежде всего санитарно-гигиеническими и эргономическими параметрами рабочего места, а также режимом труда и отдыха.
4.2.1 Микроклимат
В жилых помещениях климат оптимальный. Условия труда соответствуют санитарным требованиям. Источниками тепловыделений являются: компьютер, приборы освещения, оператор, а также солнечная радиация.
Температура воздуха в помещении 25°С, влажность 60 %, скорость воздуха 0,1 -0,2 м/с.
Параметрами микроклимата (СанПиН 2.2.4.548-96 [73]) обеспечиваются работы систем отопления и вентиляции. Помещение периодически проветривается, контролируются параметры теплоносителя системы отопления и воздуха в помещении.
4.2.2 Шумовое воздействие
Основными источниками шума являются компьютер (внутренние вентиляторы систем охлаждения, трансформаторы, генерирующие также ультразвуковые колебания) технологическое оснащение здания, санитарное оснащение здания, бытовые приборы, аппаратура для воспроизведения музыки, телевизоры, транспорт.
Уровень шума в помещении не превышает санитарных норм (СанПиН 2.2.4.548-96 [73]) — 50 дБА и составляет 30 дБА.
Для создания комфортных условий по шуму в помещении окна выполнены с двойным остеклением и упругими прокладками по контуру.
4.2.3 Освещение
Согласно санитарным правилам (СНиП 23-05-95 [74]), освещение в помещениях с компьютером должно быть смешанным: естественным (за счет солнечного света) и искусственным. Естественное освещение осуществляется через светопроемы, ориентированные преимущественно на юг и восток. Фактическая освещенность на рабочем месте составляет 400 лк. Для того чтобы интенсивный солнечный свет не создавал бликов и не мешал работе, оконные проемы оборудованы занавесками, шторами. Искусственное освещение осуществляется системой общего равномерного освещения.
4.2.4 Загрязненность воздушной среды
Основные источники загазованности и запыленности помещения являются компьютер, окружающий атмосферный воздух, бытовой газ, отделочные материалы (содержащие поливинилхлоридные и другие вредные химические соединения), а также сам человек.
Загрязнённость воздушной среды соответствует норме (ГОСТ 12.1.005-88 [75]) и составляет 0,2-0,5 мг/.
Для очистки помещения применяются вентиляция и
кондиционирование воздуха. Проводится периодическая влажная уборка.
4.2.5 Электробезопастность
Опасность поражения электрическим током существует всегда, если имеется контакт с устройством, питаемым напряжением 36 В и выше, тем более от электрической сети 220 В. Зоной повышенной электроопасности являются места подключения электроприборов и установок.
Для обеспечения безопасной, безаварийной и высокопроизводительной работы электрооборудования, оно оснащено защитными средствами и организована безопасная эксплуатация. Выполнено защитное зануление, защитное отключение. Провода и кабели размещены в недоступных местах. Полы в помещении изготовлены из нетокопроводящих материалов.
4.2.6 Защита от излучения электромагнитных полей
Используются:
- Приэкранные защитные фильтры для видеомониторов (снижают уровень напряженности электрического и электростатического поля, повышают контрастность изображения, уменьшают блики).
- Нейтрализаторы электрических полей промышленной частоты (снижают уровень электрического поля промышленной частоты (50 Гц))
Яркость экрана не превышает санитарных норм (СанПиН 2.2.2/2.4.1340-03 [76]) и составляет 90 кд/м2, напряжённости электрического поля в диапазонах 5 Гц — 2 кГц и 2 кГц — 400 кГц составляют 20 и 2 В/м соответственно и не превышают санитарных норм.
4.2.7 Меры по уменьшению воздействия на костно-мышечную систему оператора
Конструкция рабочего стола обеспечивает оптимальное размещение на рабочей поверхности используемого оборудования с учетом его количества и конструктивных особенностей, характера выполняемой работы. Поверхность рабочего стола имеет коэффициент отражения 0,5-0,7.
Конструкция рабочего стула обеспечивает поддержание рациональной рабочей позы при работе на компьютере, позволяет изменять позу с целью снижения статического напряжения мышц шейно-плечевой области и спины для предупреждения развития утомления (СанПиН 2.2.2/2.4.1340-03 [76]).
Рабочий стул подъемно-поворотный, регулируемый по высоте и углам наклона сиденья и спинки, а также расстоянию спинки от переднего края сиденья, при этом регулировка каждого параметра независима, легко осуществляется и имеет надежную фиксацию. Поверхность сиденья, спинки и других элементов стула полумягкая.
Рабочий стол должен иметь пространство для ног высотой 650 мм, шириной 550 мм, глубина на уровне колен — 500 мм, на уровне вытянутых ног — 650 мм.
Клавиатура располагается на поверхности стола на расстоянии 300 мм от края, обращенного к пользователю.
Линия взора перпендикулярна центру экрана и оптимальное ее отклонение от перпендикуляра, проходящего через центр экрана в вертикальной плоскости, не превышает ±5.
Организуются перерывы на 10-15 мин через каждые 45-60 мин работы.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Кудрин, В.А. Внепечная обработка чугуна и стали / В.А. Кудрин. — М.: Металлургия, 1992. — 336 с.
2. Медовар, Б.И. Металлургия: вчера, сегодня, завтра / Б.И. Медовар. — Киев: Наукова думка, 1990. — 192 с.
3. Кудрин, В.А. Металлургия стали / В.А. Кудрин. — М.: Металлургия, 1989. — 560 с.
4. Технология производства стали в современных конверторных цехах / под ред. С.В. Колпакова. — М.: Машиностроение, 1991. — 464 с.
5. Поволоцкий, Д.Я. Внепечная обработка стали / Д.Я. Поволоцкий, В.А. Кудрин, А.Ф. Вишкарев. — М.: МИСИС, 1995. — 256 с.
6. Баптизманский, В.И. Теория кислородно-конвертерного процесса / В.И. Баптизманский. — М.: Металлургия, 1975. — 376 с.
7.Поволоцкий, Д.Я. Раскисление стали / Д.Я. Поволоцкий. — М.: Металлургия, 1972. — 208 с.
8. Кнюппель, Г. Раскисление и вакуумная обработка стали: пер. с нем. / Г. Кнюппель. — М.: Металлургия, 1984. — 414 с.
9. Металлургия стали: учебник для вузов / под ред. В.И. Кряковского. — М.: Металлургия, 1983. — 583 с.
10.Поволоцкий, Д.Я. Алюминий в конструкционной стали / Д.Я. Поволоцкий. — М.: Металлургия, 1970. — 232 с.
11. Куликов, И.С. Раскисление металлов / И.С. Куликов. — М.: Металлургия, 1975. — 504 с.
12.Чернов, П.П. Оптимизация технологии получения гранулированного алюминия / П.П. Чернов, А.Н. Корышев, С.Ю. Губин. // Технология металлов. — 2002. — № 11. — С. 5 — 6.
13. Чернов, П.П. Исследование вариантов ввода алюминия при раскислении стали / П.П. Чернов, А.Н. Корышев, С.Ю. Губин. // Электрометаллургия. — 2002. - № 11. — С. 19 — 21.
14. Тимофеев, А.А. Организация эксперимента. Первичная обработка экспериментальных данных: метод. указ. / сост. А.А. Тимофеев. — Липецк, 1992. - 48 с.
15. Тимофеев, А.А. Организация эксперимента: метод. указ. / А.А. Тимофеев, И.Д. Шумов, В.Г. Фирсов. — Липецк, 1986. — 32 с.
16. Тимофеев, А.А. Методика исследования и обработки данных в литейном производстве: метод. указ. / сост. А.А. Тимофеев. — Воронеж, 1981. – 80 с.
17. Чернышевич, Е.Г. Исследование влияния температуры жидкого алюминия при разработке технологии получения гранул / Чернышевич Е.Г., Губин С.Ю // Вестник ЛГТУ — ЛЭГИ. — 2001. — № 2. — С. 52 — 56. продолжение
--PAGE_BREAK--