Главная Рефераты - Производство
Разработка технологии выплавки низко- и среднелегированных сталей с пониженным содержанием азота - дипломная работа
Из приведенных данных следует, что концентрация азота в жидком металле в конце периода расплавления шихты составляла 0,0033-0,0053%. Такая низкая концентрация азота обусловлена постоянным на протяжении всего процесса непрерывной подачи металлизованных окатышей кипением ванны. Отметим, что при плавке на металлическом ломе в конце окислительного периода содержание азота в жидком металле составляет 0,006-0,008%. а в восстановительный период - возрастает вследствие интенсивности поступления его из шлака в металл. Последнее является следствием значительного увеличения растворимости азота в шлаке при его раскислении [9]. В белых шлаках растворимость азота составляет 0,03-0,06%, а в карбидных достигает 0,2% [8]. Таким образом, технология плавки в ДСП с использованием окатышей обеспечивает получение более низких концентраций азота в жидком металле, чем при обычной плавке в ДСП с использованием лома (0,006-0,008%). Химический состав сталей опытных плавок приведен в таблице 2. Таблица 2 - Химический состав стали опытных плавок
Анализ представленных данных показал, что при выпуске расплава из печи и его продувке происходит значительное повышение концентрации азота (на 0,002-0,004%). Это связано с взаимодействием расплава с атмосферой, внесением азота ферросплавами, коксиком и увеличением интенсивности его поступления из шлака в металл. Снижения концентрации азота за время продувки обнаружено не было. В процессе разливки опытных плавок на УНРС концентрация азота возрастала на 0,002-0,004%. Таким образом, существующая технология выплавки стали позволяет получать в период плавления окатышей достаточно низкое содержание азота в металле (0,0033-0,0053%). Однако на последующих стадиях процесса, начиная с выпуска в ковш и заканчивая разливкой металла, происходит значительное увеличение содержания азота в сталях (0,010-0,0120%). Внепечная обработка стали по схеме ДСП - УПА - АКОС - УНРС Были исследованы промышленные плавки низкоуглеродистых (20, 20ПВ) и среднеуглеродистых (2055, 2105) сталей. В процессе выплавки и внепечной обработки сталей осуществляли отбор проб металла и замер температуры. В опытном металле исследовали химический состав, содержание азота (рисунки 4 и 5) и технологические параметры процесса выплавки.
Рисунок 4 - Изменение содержания азота в процессе выплавки и внепечной обработки низкоуглеродистых марок стали с применением АКОС
Рисунок 5 - Изменение содержания азота в процессе выплавки и внепечной обработки среднеуглеродистых марок стали с применением АКОС Анализ экспериментальных данных по изменению концентрации азота по периодам внепечной обработки показал, что после продувки аргоном на УПА содержание азота в металле составляло в среднем 0,0063-0,0065%. Концентрация азота в металле в процессе обработки на АКОСе практически не изменялась и перед отдачей на разливку составляла в среднем 0,0067-0,0069%.В дальнейшем концентрация азота в расплаве до маркировочного анализа возрастала в среднем на 0,0028% и достигала среднего значения 0,0096%. Следует отметить, что при более низких температурах выпуска расплава из печи (<1640 °С), средний прирост содержания (около 0,001-0,002%) был существенно ниже, чем при температурах выше 1640 °С (0,0020-0,0035%) [9]. Внепечная обработка стали по схеме ДСП-УГТА-УПВС-УНРС Анализ промышленных плавок различных марок стали показал, что при обработке раскисленного расплава на установке порционного вакуумирования (УПВС) содержание азота практически не изменялось, что подтверждается данными многочисленных исследований [4,7,8]. Из обобщающего анализа полученных экспериментальных данных следует, что выплавка стали по существующим вариантам базовой технологии не обеспечивает получение конечного содержания азота в металле (не более 0,0080%), удовлетворяющего требованиям заказчика. Поэтому проблема снижения содержания азота в стали на ОЭМК является очень актуальной. На основании анализа базовой технологии и полученных экспериментальных данных предложена технология внепечной обработки нераскисленного или частично раскисленного на выпуске металла с применением АКОС и УПВС. Ранее проведенными исследованиями было показано, что кислород, являясь поверхностно-активным элементом, защищает металл от насыщения азотом. Поэтому более позднее раскисление расплава алюминием способствует получению в металле низкой концентрации азота, что необходимо учитывать при выборе оптимального режима раскисления для снижения азотации металла в процессе внепечной обработки. Для получения низких содержаний азота в готовом металле предложены следующие технологические схемы внепечной обработки стали: 1.ДСП - УПА - УПВС - УНРС (отдача алюминия на УПВС): 2.ДСП - УПА - АКОС - УНРС (отдача алюминия на УПА). Внепечная обработка стали по схеме ДСП - УПА - УПВС - УНРС Предлагаемая технология предусматривала проведение вакуумной обработки нераскисленного или частично раскисленного на выпуске марганцем и кремнием металла со следующими изменениями существующей технологии: 1) алюминий на выпуске не отдается; 2) плавка вакуумируется не менее 40 циклов, из них первые 20 циклов без отдачи ферросплавов и раскислителей. На 21-22 цикле присаживается гранулированный алюминий в количестве 40 кг. На 22-25 цикле корректируется химический состав. Задачей исследования являлось изучение изменения содержания азота и кислорода в процессе внепечной обработки стали 2105. В опытном металле исследовали химический состав, содержание газов (таблица 3) и неметаллические включения. Таблица 3 – Изменение содержания азота и кислорода в процессе внепечной обработки нераскисленной стали
Из экспериментальных данных следует, что вакуумная обработка нераскисленного металла обеспечивала эффективное рафинирование стали от кислорода. Содержание кислорода снижалось в среднем на 0.0047% за счет интенсивного протекания процесса взаимодействия углерода и кислорода в расплаве и степень рафинирования составляла около 50%. Металл характеризовался высокой микро- и макрочистотой по неметаллическим включениям всех видов. Среднее содержание кислорода в прокате стали составляло 0,0023%, что существенно ниже (на 0,0005-0,0010%) обычного уровня для сталей такого типа. Из анализа данных следует, что при вакуумировании расплава содержание азота максимально снижалось на 0,0012%. Поэтому следует констатировать, что в процессе вакуумирования азот из металла практически не удалялся. Это объясняется кинетическими трудностями удаления азота из расплава, содержащего более 0,005% растворенного кислорода вследствие резкого снижения скорости десорбции азота. Однако при таких концентрациях кислорода в расплаве (более 0,005%) наблюдается резкое замедление как процесса удаления, так и процесса поглощения азота жидким металлом. Поэтому нераскисленный металл от выпуска из печи до окончания вакуумироваиия был защищен от поглощения расплавом азота из атмосферы. Учитывая тот факт, что для промышленных установок внепечного вакуумирования рафинирование от азота составляло 10-15% [10], а при исходном содержании азота в металле ниже 0,005% практически не изменилось, предлагаемая технология, позволяющая защитить расплав от поглощения азота, является, с нашей точки зрения, более эффективной, чем существующая. Как видно из представленных данных (см. таблицу 3), концентрация азота в металле после вакуумирования составляла в среднем 0,0046%, что значительно ниже получаемой в стали по существующей технологии. Однако после вакуумирования концентрация азота в расплаве до маркировочного анализа возрастала в среднем на 0,0023%, а содержание азота в прокате составляло в среднем 0,0080% [9]. Внепечная обработка стали по схеме ДСП - УПА - АКОС – УНРС Были проведены исследования промышленных плавок стали 2105. Предлагаемая технология предусматривала следующие изменения существующей технологии: 1) алюминий на выпуске не отдается; 2) отдача алюминия производится в первую продувку расплава аргоном на УПА. В процессе выплавки стали осуществлялся отбор проб металла и замер температуры.
Рисунок 6 - Изменение содержания азота в расплаве в процессе внепечной обработки В опытном металле исследовали содержание азота (рисунок 6), кривая ДСП-УПА-АКОС (отдача алюминия на УПА), технологические параметры процесса выплавки и качество проката из выплавленного металла. Из представленных экспериментальных данных следует, что прирост содержания азота в расплаве при выпуске в ковш и продувке аргоном значительно ниже (0,0003-0,0010%), чем при существующей технологии. Предлагаемая технология обеспечивала резкое замедление процесса поглощения азота жидким металлом. Нераскисленный металл в процессе выпуска из печи и продувки аргоном был защищен от поглощения расплавом азота из атмосферы. Анализ экспериментальных данных по изменению концентрации азота по периодам внепечной обработки показал, что после продувки аргоном на УПА содержание азота в металле составляло в среднем 0,0050%. Концентрация азота в расплаве при обработке на АКОСе практически не изменялась и перед отдачей на разливку составляла в среднем 0,0055-0,0057%. В дальнейшем концентрация азота в расплаве возрастала в среднем на 0,0017% и достигала среднего значения 0,0074%, что значительно ниже получаемой по существующей технологии. Конечное содержание азота в прокате опытного металла значительно ниже (на 0,001-0,0018%) и составляло в среднем 0,0081-0,0083%. Предложенная технология внепечной обработки нераскисленного на выпуске расплава обеспечивала получение металла с содержанием азота на уровне 0,008%, что в среднем на 0,002% ниже, чем по базовой технологии раскисления [9]. 2.2 Анализ технологии производства стали в ЭСПЦ Молдавского металлургического завода (ММЗ)Электросталеплавильный цех Молдавского металлургического завода (ММЗ) имеет дуговую сталеплавильную печь (ДСП), оборудованную кислородными и топливокислородными фурмами, установку ковш-печь (УКП) с продувкой аргоном, регулированием состава и температуры металла, вводом кальций-, углерод- и борсодержащих проволок, установку вакуумирования и шестиручьевую машину непрерывного литья заготовок (МНЛЗ) сечением 125x125 мм. В начале освоения комплекса ДСП-УКП-МНЛЗ содержание азота в стали было высоким (10-14∙10-3%). Для снижения содержания азота на первом этапе были реализованы два мероприятия: 1) исходных селективный отбор материалов - металлолома и углеродсодержащих материалов; 2) ведение процесса в ДСП на вспененном шлаке для предупреждения перехода азота в металл из атмосферы. Следует отметить, что хотя металл в ДСП характеризуется высоким содержанием активного кислорода (более 100 ррm) и серы (более 0,06%) — поверхностно-активных элементов, препятствующих переходу азота — некоторое насыщение металла азотом все же происходит. Это результат высокой температуры в зоне электрических дуг, где азот переходит в атомарное состояние, что облегчает его переход в металл. Продувка металла с высоким содержанием кислорода и серы в УКП через две пористые пробки в днище ковша не приводит к повышению содержания азота, так как, во-первых, нет высокой температуры и, во-вторых, нет возможности перехода азота в атомарное состояние. Следует отметить также влияние чистоты кислорода. Если в кислородных конвертерах с уменьшением чистоты кислорода с 99,5 до 93% содержание азота в металле возрастет на (10-12)∙10-3%, то в ДСП при снижении чистоты кислорода с 99,5% до 92-94% прирост азота составит 1,5∙10-3%. На втором этапе исследовали влияние различных факторов на содержание азота по ходу технологического процесса. Как известно, содержание азота зависит, во-первых, от его содержания в исходных материалах, а, во-вторых, определяется результатом двух противоположных процессов — насыщения азотом из атмосферы и удаления азота с пузырьками СО [11]. Обработкой экспериментальных данных получены следующие зависимости (по сгруппированным данным): ∆[N]ДСП ∙103 = 1,16 - 4,8 ∙ [С]расп; r = -0,82; μ=5,6, (3) ∆[N]ДСП ∙103 = 7,3 - 4,27∙ [С]расп; r = -0,99; μ=16,1, (4) ∆[N]ДСП ∙103 =1,73 - 137∙ [N]pacп; r = -0,99; μ= 16,6, (5) где [С]расп — содержание углерода в металле по расплавлению, %; [N]pacп — содержание азота в металле по расплавлению, %; ∆[N]ДСП — прирост содержания азота в ДСП за время от расплавления до выпуска металла, %. Таким образом, чем выше содержание углерода по расплавлению, тем меньше содержание азота по расплавлению, и тем меньше его прирост за время от расплавления до выпуска из ДСП. Зависимость (3) можно объяснить тем, что углерод является поверхностно-активным элементом. В.И.Явойский [12] анализировал зависимость поверхностного натяжения сплавов от содержания углерода и температуры. Если при содержании углерода более 0,5% поверхностное натяжение растет с повышением температуры до 1550-1600 °С (т. е. поверхностная активность углерода уменьшается), то при содержании углерода ниже 0,5% при повышении температуры свыше 1600 °С (что имеет место в нашем случае) поверхностное натяжение падает, т. е. поверхностная активность углерода возрастает, что и обусловливает меньшее содержание азота. Второй причиной этого явления может быть тот факт, что более высокие значения содержания углерода по расплавлению обусловлены более высоким расходом чугуна, содержащего меньше азота, чем другие исходные материалы. Уменьшение прироста азота при повышении [С]расп (зависимость 4) объясняется деазотацией за счет пузырьков СО в процессе кипения металла после расплавления (содержание углерода на выпуске во всех случаях в пределах 0,04-06%). Наконец, зависимость (5) — прирост азота уменьшается с увеличением [N]pacп — прямо вытекает из зависимости (2). Были также проведены плавки с различными вариантами присадок в ковш на выпуске металла из ДСП, при этом изучали поведение азота в процессе выпуска металла и отстоя, а также при внепечной обработке (таблица 4) [11]. Не установлена зависимость прироста содержания азота в процессе выпуска и отстоя, а также при внепечной обработке от режима присадок в ковш; в то же время установлены зависимости прироста содержания азота от его исходного содержания. Таблица 4- Варианты присадок в ковш при сливе металла из ДСП
В процессе выпуска и отстоя: ∆[N]∙103 = 5,84 - 40∙ [N]ДСП; r = -0,52; μ=11,8 (6) В процессе внепечной обработки: ∆[N]∙103 = 9,7 - 810∙ [N]УКП-1; r = -О,99; μ=25,4, (7) где ∆[N] — прирост содержания азота, %; [N]ДСП — содержание азота в металле ДСП перед выпуском, %; [N]УКП-1 — содержание азота в металле первой пробы на УКП, %. Т.е. при снижении содержания азота в первоначальной пробе возрастает его прирост, причем в процессе внепечной обработки зависимость более значима, о чем свидетельствуют большие коэффициент корреляции и коэффициент перед первоначальным значением содержания азота. В. И. Явойский [13], ссылаясь на работы Хаменика и Кинджери [14] указывает, что азот является поверхностно-активным элементом, превосходя в этом отношении даже кислород и серу. В процессе выпуска металла с очень высоким содержанием кислорода и серы роль азота как поверхностно-активного элемента не столь значительна, но все же имеет место. При внепечной обработке, в ходе которой содержание кислорода и серы доводят до минимальных значений, роль азота как поверхностно-активного элемента, блокирующего поверхность металла, заметно возрастает. Таким образом, в процессе выпуска и внепечной обработки для предотвращения насыщения стали азотом, особенно при его низких концентрациях, необходимо изолировать металл от контакта с атмосферой. В процессе выпуска этого можно достичь, присаживая в ковш газообразующие материалы (известняк, сухой лед). В процессе внепечной обработки необходимо выбрать такой режим продувки аргоном, при котором достигается минимальное оголение металла даже при создании восстановительной атмосферы под крышкой УКП. Обработка экспериментальных данных позволила установить параболическую зависимость: ∆ [N]УКП-1 ∙10 3 =0,63∙I2 -5,9∙I +13,7; η=-0,99; μ=2,6, (8) где I — интенсивность продувки аргоном, л/(т∙мин); η и μ — множественный коэффициент корреляции. Таким образом, как следует из установленной зависимости, минимальный прирост азота наблюдается при I=4,35 л/(т∙мин); с уменьшением или увеличением интенсивности прирост содержания азота возрастает. В первом случае это можно объяснить слишком малым флотирующим воздействием пузырьков аргона, во втором — значительным оголением зеркала металла и увеличением его контакта с атмосферой. В результате исследований установлено: 1) содержание азота уменьшается с увеличением содержания углерода по расплавлению; 2) прирост содержания азота в период от расплавления до выпуска уменьшается с повышением содержания углерода по расплавлению; 3) в процессе выпуска и внепечной обработки содержание азота повышается, степень этого прироста азота уменьшается с увеличением исходного содержания азота, причем для внепечной обработки эта зависимость более значима; 4) установлена параболическая зависимость прироста содержания азота от интенсивности продувки аргоном на УКП. При разработке мероприятий по снижению содержания азота в стали в процессе ее выплавки обычно рассматриваются две возможности — снижение количества азота, вносимого исходной шихтой, и «промывка» жидкого металла инертным газом или оксидом углерода СО, образующимся при окислении углерода “шихты” [15]. При подборе шихтовых материалов рассматривали следующие варианты: 1) полная замена металлического лома с содержанием азота от 0,002 до 0,008% и даже до 0,01%, на металлизованные окатыши, что позволяет получать сталь с содержанием азота на выпуске из печи менее 0,004%; 2) частичная замена металлического лома твердым чугуном, содержащим 0,002-0,003% азота, также способствует снижению содержания азота в стали, но незначительно; 3) частичная замена металлического лома в шихте (до 39%) горячебрикетированным железом (ГБЖ) позволяет снизить содержание азота в стали на выпуске из печи на 0,001-0,002%; 4) замена углеродсодержащих материалов с высокой концентрацией азота (загружаемого с шихтой антрацита и кокса с 0,5-1,1% азота, а также вдуваемого порошка кокса с 0,4-1,7% азота, кокса с 0,15% азота для науглероживания металла) на низкоазотистый кокс с содержанием азота 0,03-0,1% позволяет, уменьшить его концентрацию в стали на выпуске на 0,0013%. Приведенные данные позволяют сделать вывод что: 1) подбор шихтовых материалов незначительно влияет на концентрацию азота в готовой стали; исключением является использование продуктов прямого восстановления железа; 2) по сравнению со средними значениями содержания азота в стали, полученной в сверхмощной ДСП, наблюдается значительная дисперсия результатов анализа, что свидетельствует о низкой стабильности процесса в отношении поведения азота. Рафинирование металла нейтральным газом или образующимся в процессе окисления углерода СО при выплавке в сталеплавильном агрегате обеспечивает небольшое снижение концентрации азота. Общепринята точка зрения, что увеличение количества окисленного углерода во время плавки ведет к уменьшению содержания азота. Однако при более внимательном рассмотрении фактических данных выявляется, что роль выноса абсорбированного азота пузырьками газа, проходящего через расплавленный металл, в процессе удаления азота из расплава ничтожно мала [11]. Небольшие значения коэффициента диффузии азота в стали [12], уменьшающиеся при повышенных концентрациях кислорода и серы, обусловливают низкие значения коэффициента массопередачи азота в пузырек газа, особенно в окислительный период плавки. Этим, отчасти, объясняется низкая эффективность процесса удаления азота инертным газом. Кроме того, абсорбция растворенного в металле азота пузырьком газа быстро замедляется в результате его насыщения азотом. Так, по закону Сивертса следует, что при температуре Т=1873 К, концентрации азота в стали 0,008% и общем давлении в пузырьке газа, равном атмосферному, абсорбция азота прекращается при парциальном давлении азота в пузырьке ррав.=3400 Па [~0,03% (объемные)]. Суммарное действие этих факторов обусловливает низкую эффективность процесса удаления азота инертными газами, а также СО [16]. Известно, что в открытых сталеплавильных процессах снижение содержания азота происходит на протяжении всей плавки, даже несмотря на то, что общее содержание азота в жидком металле всегда намного ниже равновесного с печной атмосферой. Переход азота в печную атмосферу указывает на существование определенных факторов, вызывающих этот процесс. По-видимому, таким фактором является «эффект накачки», связанный с градиентом окисленности в шлаковой фазе [16], содержание азота в стали при этом может быть на 5—6 порядков ниже равновесного с печной атмосферой. Так как при выплавке стали в открытых печах всегда существует градиент окисленности в шлаковом слое, указанный эффект постоянно «работает», когда металл покрыт слоем жидкого шлака. Дополнительным условием, кроме градиента окисленности шлака, является перемешивание металла и шлака, существенно ускоряющее этот процесс. «Эффект накачки» также позволяет объяснить низкую концентрацию азота в стали, выплавленной из железорудных окатышей (таблица 5). При работе ДСП с «жидким» стартом на шихте из железорудного сырья с непрерывной подачей его в печь [15] расплавленный металл находится в контакте с жидким шлаком минимум 50—60 мин (в 2,5—3 раза больше, чем при использовании лома), что и приводит к увеличению времени, в течение которого работает «эффект накачки», и соответствующему снижению содержания азота. Кроме того, непрерывный ввод окатышей в ванну ДСП обеспечивает постоянное «подкипание» и перемешивание шлака, что, как было отмечено, усиливает этот эффект. Такое же усиление «эффекта накачки» перемешиванием достигается при использовании в шихте науглероживателей с повышенным содержанием летучих компонентов. Таблица 5 - Содержание азота в стали массового сортамента
Общая концентрация азота в металле определяется балансом двух противоположных процессов — поступления азота в металл (особенно в области дуг) и удаления его из расплава. Составляющими расходной части являются процессы удаления азота при реализации «эффекта накачки» и некотором его выносе пузырьками СО или инертного газа. Однако влияние второго фактора, по-видимому, больше связано с его перемешивающим действием. Поступление азота в металл из шихтовых материалов может временно нарушать установившийся баланс азота, который затем сравнительно быстро восстанавливается, поддерживая концентрацию азота на прежнем уровне. Поэтому одним из основных путей получения стали с низким содержанием азота авторы настоящей статьи считают такую организацию технологического процесса выплавки или внепечной деазотации, при которой наилучшим образом обеспечены условия реализации «эффекта накачки». Таким образом, результаты статистического анализа производственных данных в целом согласуются с указанными предположениями о механизме удаления азота [11]. Целью экспериментов, проведенных в ДСП-2 на ММЗ, было снижение концентрации азота в стали 70 на выпуске и стабилизация этого показателя с помощью мероприятий, направленных на интенсификацию «эффекта накачки». Для этого были использованы следующие технологические приемы: 1) обдув поверхности шлака кислородом с интенсивностью, не допускающей оголения металла, для поддержания высокого уровня окисленности поверхности раздела газовая фаза—шлак; 2) подача известняка в печь вместо извести на заключительном этапе выплавки стали для стабилизации горения дуг и обеспечения подвижности шлака; 3) перемешивание металла и шлака в печи аргоном через донные дутьевые устройства; 4) исключение подачи в печь углеродистых материалов после проплавления последней подвалки. Все мероприятия проводили одновременно. Эксперименты показали, что использование указанных технологических приемов позволяет снизить и стабилизировать содержание азота в металле, выплавляемом в сверхмощной ДСП, на уровне 0,006% [11]. Выплавляемая в сверхмощных ДСП сталь характеризуется более высоким средним содержанием азота (примерно на 0,002—0,003%), чем металл, выплавленный в дуговых печах, работающих по классической технологии. Более низкая концентрация азота при работе на окатышах достигается в результате большей продолжительности пребывания металла под слоем жидкоподвижного шлака. Наиболее существенным фактором, влияющим на уровень и стабильность содержания азота в металле, является режим подачи углеродсодержащих материалов по ходу плавки, особенно на заключительном этапе. Опробованные технологические приемы позволили снизить концентрацию азота в стали на выпуске из печи в среднем на 0,0021% и получить более стабильное его содержание в металле. Выдержка металла под шлаком без подачи углеродсодержащих материалов в печь сопровождается монотонным снижением концентрации азота в стали. В результате анализа технологии выплавки стали были сделаны следующие выводы: повышенное содержание массовой доли азота в металле перед выпуском его из печи (до 0,009%) объясняется следующими факторами: - азот вносится с металлической шихтой до 0,006%; - повышенное содержание азота в коксе и коксике (до 10,8%); - неудовлетворительное проведение технологического процесса в части наведения пенистого шлака, в результате чего электрическая дуга открыта и вследствие контакта дуги с воздухом создаются благоприятные условия для насыщения расплава азотом. В момент продувки металла открытой струей кислорода без вспенивания шлака коксиком, окружающий воздух эжектируется, и тем самым создаются благоприятные условия для насыщения металла азотом из воздуха; - так как жидкий период плавки скоротечен, то во время кипа азот, содержащийся в металле практически не удаляется. Увеличение содержания массовой доли азота в металле во время выпуска на 0,0013% происходит по следующим причинам: - внесение азота в металл присаживаемыми в стальковш на выпуске ферросплавами и коксиком; - вследствие контакта струи металла с воздухом. При внепечной обработке металла на установке ковш-печь содержание массовой доли азота увеличивается на 0,0027% по следующим причинам: - в результате подсоса воздуха в рабочее пространство над стальковшом с металлом, создаются благоприятные условия для проникновения азота из воздуха в металл; - после реконструкции газохода на установке ковш-печь, эффективность которого улучшилась; - длительная выдержка металла в стальковше, и как следствие этого, длительность нагрева его на установке ковш-печь. Увеличение содержания массовой доли азота в металле при обработке его на установки доводки стали (УДС) на анализируемых плавках происходит на 0,002% вследствие его продувки азотом через погружную фурму. Вследствие контакта струи металла из стальковша и промковша с воздухом содержание азота в металле во время его разливки увеличивается на 0,0015%. Содержание азота в темплетах, отобранных от заготовок, и в готовом сорте на анализируемых плавках при анализе средних значений колеблется от 0,0125% до 0,0126%. Выводы С целью снижения насыщения металлом азота необходимо: 1) во время плавки шлак поддерживать во вспененном состоянии присадками кокса и небольших порций известняка. Расход извести при этом может быть не менее 40 кг/т, при работе на известняке - не менее 50 кг/т; 2) при обработке металла на установке ковш-печь с целью исключить подсосы воздуха под крышку в зоне дуг необходимо поддерживать под крышку в зоне дуг положительное давление, т.е. управлять отсосом газов так, чтобы из-под крышки и вокруг электродных отверстий всегда выходил несильный дым. Для обеспечения более плотного прилегания крышки установки ковш-печь к стальковшу с целью создания инертной атмосферы необходимо, чтобы обечайка стальковша была очищена от шлака и металла; 3) при обработке металла на установке доводки стали на марках сталей, контролируемых по азоту, продувки металла производить с аргоном через донные пробки стальковша. Продувку азотом сверху через погружную фурму производить только в момент отдачи ферросплавов и извести; 4) сократить до минимума продолжительность нахождения стали в стальковше на отстое (не более 20-30мин); 5) сократить время обработки и нагрева металла на установке ковш-печь до 40-45 мин; 6) разливку стали производить на минимально короткой и устойчивой струе металла между сталеразливочным и промежуточным ковшом. 3 Содержание азота в стали, выплавленной в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь»3.1 Технологическая схема производстваНа рисунке 7 представлена существующая схема производственных потоков в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь».
Рисунок 7–Схема производственных потоков В ЭСПЦ в ОАО "Уральская Сталь" для выплавки стали используют две дуговые сталеплавильные печи ДСП 120. Проектная мощность составляет 2 млн.т. в год. Внепечную обработку жидкого полупродукта в ЭСПЦ осуществляют на двух установках ковш – печь (УКП). В ЭСПЦ ОАО "Уральская Сталь "выплавляют три группы марок сталей: примерно по 40% конструкционных низколегированных и углеродистых, а также около 20% легированных. Общее количество марок достигает 90. Разливку стали производят на одноручьевой слябовой МНЛЗ, четырехручьевой блюмовой МНЛЗ и в изложницы. Весь металл, выплавляемый в цехе, подвергают внепечной обработке, включающей в себя: ввод в ковш твердой шлакообразующей смеси, продувку металла в ковше инертным газом через донную пробку. Разливку стали на МНЛЗ производят с защитой струи металлаот вторичного окисления. На рисунке 9 представлено изменение массовой доли азота в металле в процессе производства [17].
Рисунок 9- Изменение массовой доли азота в процессе производства Средний прирост массовой доли азота в металле составил: - во время выпуска металла из ДСП – 0,002%; - во время обработки металла на УКП – 0%; - во время разливки стали – 0,002%. 3.2 Анализ существующей технологии производстваПри выплавке стали в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь» основными составляющими металлошихты являются привозной и оборотный металлолом, а также чугун. Шихтовку плавок производят по двум вариантам: 1) 100% твердой шихты (массовая доля металлолома 76% и массовая доля чушкового чугуна 24%); 2) массовая доля твердой шихты 60% и массовая доля жидкого чугуна 40%. Плавку шихтуют из расчета получения в металле после расплавления значений массовых долей химических элементов не выше заданных в марке стали. Часть шлакообразующих материалов вводится вместе с металлоломом в загрузочную бадью, остальное количество – в печь по ходу плавки порциями от 150 до 250 кг. После завалки производят включение печи и сразу включают эркерную и стеновые комбинированные фурмы-горелки. Конструкция системы загрузки жидкого чугуна в печь обеспечивает загрузку чугуна со скоростью от 7 до 8 т/мин. После заливки чугуна начинается продувка ванны кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки. Для работы фурм-горелок в режиме «продувка» используется технический кислород (объемная доля кислорода – не менее 99,5%). После отработки 20-25 МВтч электроэнергии отбирается проба металла для определения массовых долей углерода, марганца, фосфора, серы, хрома, никеля и меди, шлака для определения массовых долей СаО, SiО2, FeO, MnO, MgO и измерение температуры металла. Часть шлакообразующих материалов вводится вместе с металлоломом в загрузочную бадью, остальное количество – в печь по ходу плавки порциями от 150 до 250 кг. После завалки производят включение печи и сразу включают эркерную и стеновые комбинированные фурмы-горелки. Конструкция системы загрузки жидкого чугуна в печь обеспечивает загрузку чугуна со скоростью от 7 до 8 т/мин. После заливки чугуна начинается продувка ванны кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки. Для работы фурм-горелок в режиме «продувка» используется технический кислород (объемная доля кислорода – не менее 99,5%) Выпуск плавки производится через эркер. На выпуске в ковш вводятся: марганец-, кремний-, хром-, никель-, медь-, ниобий-, ванадий- и молибденсодержащие ферросплавы и шлакообразующие материалы (от 500 до 800 кг извести и от 50 до 150 кг материала для разжижения шлака – плавиковый шпат, глиноземсодержащий материал) [18]. С целью определения технологических параметров выплавки стали с массовой долей азота не более 0,008%, был проведен анализ действующей технологии производства стали в ДСП №2 ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь»[19]. Для анализа технологических параметров выплавки стали в ДСП №2 взяты плавки, выплавленные в апреле 2008г. Одним из наиболее значимых факторов является чистота, применяемого для окисления примесей металлошихты, кислорода. Продувка металла кислородом в ДСП №2, с целью интенсификации процессов расплавления лома и окисления примесей шихты, производится с очень большой интенсивностью. Так, максимальная интенсивность продувки в ДСП №2 составляет 12000 м3/ч. При такой интенсивности продувки металла кислородом (близко к интенсивности продувки в кислородных конверторах) определяющее значение, для содержания азота в стали, имеет чистота кислорода. Поэтому кислородные конверторы и все современные высокопроизводительные ДСП работают с использованием более чистого технического кислорода (О2 не менее 99,5%). Согласно литературных данных [10], из опыта работы кислородных конверторов, даже незначительное снижение чистоты кислорода (при большой интенсивности продувки) заметно влияет на содержание азота в стали. В требованиях к кислороду применяемому в ДСП №2 указан технический кислород. Однако, из-за отсутствия возможности обеспечения ДСП №2 техническим кислородом, для продувки используется технологический кислород (О2 не менее 95,0%). Зависимость содержания азота в металле после выпуска из ДСП №2 от расхода вдуваемого кислорода представлена на рисунке 10. Рисунок 10 – Влияние расхода вдуваемого кислорода на содержание азота в металле после выпуска Видно, что с увеличением расхода кислорода происходит увеличение массовой доли азота в металле. Причинами повышенного расхода кислорода могут быть следующие: длительный простой печи и, как следствие, повышенная продолжительность плавки, увеличение массы твердой металлошихты или попадание более тяжеловесного лома, что приводит также к более длительному расплавлению лома и нагреву металла. Из рисунков 11 и 12 видно, что с увеличением массы металлошихты (включая жидкий чугун) происходит увеличение расхода кислорода и содержания азота в металле. Однако, увеличение содержания азота в металле, при увеличении массы металлошихты, связано не только с повышением расхода кислорода, но и с увеличением массы жидкого металла в печи после расплавления. При этом происходит уменьшение толщины слоя шлака в печи и повышается риск азотации металла, особенно в районе электрических дуг [12]. Рисунок 11 – Влияние общей массы металлошихты на расход кислорода выплавке стали в ДСП №2 Рисунок 12 – Влияние общей массы металлошихты на содержание азота в металле после выпуска Однако, увеличение содержания азота в металле, при увеличении массы металлошихты, связано не только с повышением расхода кислорода, но и с увеличением массы жидкого металла в печи после расплавления. При этом происходит уменьшение толщины слоя шлака в печи и повышается риск азотации металла, особенно в районе электрических дуг [12]. Кроме этого, некоторые плавки на которых получено завышенное содержание азота в металле после выпуска из ДСП №2 выплавлялись друг за другом, что может быть следствием кратковременного (1-3 часа) снижения чистоты технологического кислорода. Другим важным фактором влияющим на содержание азота в металле является компонентный состав металлошихты и расход чугуна. Расход чугуна на плавку в апреле существенно не изменился. На рисунках 13 и 14 показана зависимость содержания азота в металле после выпуска из ДСП от массы лома типа (3А + ШЭ) и лома типа (ЛПЦ + ШЭЛ). Рисунок 13 – Влияние доли лома типа (3А+ШЭ) на содержание азота в стали Рисунок 14 - Влияние доли лома типа (ЛПЦ+ШЭЛ) на содержание азота в стали Видно, что с увеличением в металлошихте массы лома типа (3А + ШЭ) происходит снижение массовой доли азота в металле, а увеличение массы лома типа (ЛПЦ + ШЭЛ), напротив, приводит к увеличению массовой доли азота в металле. Вероятно, это связано с тем, что при использовании более «легкой» металлошихты (3А + ШЭ) происходит более быстрое проплавление «колодцев», более быстрое расплавление металлошихты и образование жидкой ванны и покровного шлака. Ускоренное расплавление и раннее шлакообразование снижает вероятность насыщения стали азотом. Поэтому при выплавке стали с массовой долей азота не более 0,008% рекомендуется снижать долю лома ШЭЛ и обрези ЛПЦ. Следующий фактор – это расход углеродсодержащих материалов в ДСП №2 для вспенивания шлака. До февраля 2008 года и частично в феврале для вдувания через инжектора использовали углеродсодержащий материал (УСМ) который закупали у стороннего поставщика. В феврале 2008 года начали использовать и применяют до настоящего момента пыль с установки сухого тушения кокса (пыль УСТК). На рисунках 15 и 16 представлена зависимость содержания азота в металле после выпуска из ДСП №2 от расхода углеродсодержащего материала, вдуваемого через инжектора и углеродсодержащего материала (коксовая мелочь), отдаваемого в печь сверху через свод. Рисунок 15 – Влияние расхода УСМ для вдувания на плавку в ДСП №2 на содержание азота Видно, что с увеличением расхода данных материалов происходит рост содержания азота в стали. Увеличение содержания азота при увеличении расхода данных материалов, может быть вызвано двумя причинами: наличием азота в этих материалах и (или) избыточным их расходом (резким снижением окисленности шлака и повышению растворимости азота). Однако, в любом случае, необходимо обеспечить четкое соблюдение технологии выплавки (не допускать перерасхода углеродсодержащих материалов). Рисунок 16 – Влияние расхода кокса, загружаемого через свод ДСП №2 на содержание азота По сравнению с началом года произошло увеличение количества плавок с получением завышенного содержания азота в стали (таблица 6). Это вызвано несколькими причинами. Основная причина, это увеличение в сортаменте ЭСПЦ доли плавок с регламентированной массовой долей азота не более 0,010% с 2,10% в январе 2008 года до 3,6 и 18,3% в марте и апреле 2008 года, соответственно. Таблица 6 – Плавки с завышенным содержанием азота в маркировочной пробе
Для наведения шлака в процессе выплавки стали в ДСП №2 часть шлакообразующих материалов загружается в загрузочную бадью с металлошихтой, другая часть – отдается в печь по ходу плавки через свод [18]. В качестве шлакообразующих материалов загружаемых в бадью с металлоломом применяются известь и известняк с расходом от 2,0 до 5,0 т на плавку. В ДСП по ходу плавки (в зависимости от расхода шлакообразующих в завалку) загружается известь массой 1,0-4,0 т. Использование известняка в завалку с металлошихтой позволяет за более короткий срок образовать в печи защитный слой жидкоподвижного шлака, что благоприятно сказывается на процессе дефосфорации металла, защите от насыщения азотом и снижает потери тепла от зеркала металла. Поэтому по действующей технологии допускается в завалку вместо извести использовать известняк. Для определения оптимального (с точки зрения продолжительности плавки, расхода электроэнергии, содержания азота и фосфора в стали) расхода шлакообразующих материалов в завалку с металлошихтой и в печь по ходу плавки был проведен анализ технологических параметров плавок выплавленных в ДСП №2 с различным расходом извести и известняка на плавку [20]. Результаты анализа приведены в таблице 7. Оптимизация режима шлакообразования представляет наибольший интерес в части повышения стабильности получения заданного содержания азота. Как видно из таблицы 7, наиболее оптимальным вариантом технологии шлакообразования для получения стали с массовой долей азота не более 0,010 %, является следующий: - в завалку – 2,0 т известняка; - в ДСП (по ходу плавки) – 3,0-3,5 т извести. На плавках выплавленных по данному варианту шлакообразования доля плавок с массовой долей азота не более 0,010 % составила: - при использовании в завалке 2,0 т извести – 69 %; - при использовании в завалке 2,0 т известняка – 78 %.
Рассмотрим другую, не менее важную проблему – прирост содержания азота в стали по ходу разливки на МНЛЗ №1 и МНЛЗ №2. Основной причиной получения плавок с завышенным содержанием азота при использовании технического кислорода является прирост содержания азота при разливке на МНЛЗ из-за неудовлетворительной защиты металла от контакта с воздухом. Несмотря на то, что имеющаяся на МНЛЗ система защиты разливаемой стали должна обеспечивать прирост содержания азота не более 0,001%, на практике получен прирост содержания азота от 0 до 0,004%. Наличие такого значительного прироста содержания азота на МНЛЗ зачастую приводит к получению беззаказной продукции. Для выявления факторов влияющих на величину прироста содержания азота во время разливки и выработки конкретных рекомендаций по снижению прироста азота в период 20.10-05.11.2008 была проведена под контролем ЦЛК разливка трех серий плавок [21]. На подконтрольных плавках производили дополнительный отбор проб металла из сталеразливочного ковша во время доводки металла на УКП и из промежуточного ковша во время разливки металла на МНЛЗ, а также производили контроль основных технологических параметров производства стали в ЭСПЦ. При разливке стали на МНЛЗ-2 расход аргона на защитную трубу установили равным 4-5 м3/ч, также контролировали состояние поверхности металла в промежуточном ковше (накрытие металла ТИС без появления «красных» пятен). При отсутствии расходомера аргона на защитную трубу на МНЛЗ-1 расход аргона устанавливали визуально, до появления бурления металла в промежуточном ковше. Прирост содержания азота на МНЛЗ определяли как разницу между содержанием азота в последней пробе на УКП и маркировочной пробе металла. В таблицах 8-10 представлены данные о содержании в металле азота на проведенных плавках, а также величина прироста содержания азота в стали по ходу разливки. Таблица 8 – Содержание азота в стали марки К60 по ходу производства стали в ЭСПЦ (МНЛЗ-2)
Таблица 9 – Содержание азота в стали марки 12Г2СБ по ходу производства стали в ЭСПЦ (МНЛЗ-2)
Таблица 10 – Содержание азота в стали марки 5сп по ходу производства стали в ЭСПЦ (МНЛЗ-2)
Из представленных данных видно, что основной прирост азота на плавках наблюдается при разливке металла на МНЛЗ и составляет от 0 до 0,004%. При обработке стали на УКП прирост содержания азота не превышает 0,001%. Следует отметить, что на первых двух плавках трех опытных серий прироста содержания азота в металле не происходит, на последующих плавках наблюдается прирост содержания азота от 0,001% до 0,004%. Отсутствие прироста содержания азота на первых двух плавках обусловлено тем, что место соединения защитной трубы и стакана-коллектора чистое (без брызг и остатков металла) и их соединение полностью герметично. Было установлено, что при разливке плавок с приростом содержания азота наблюдается бурление металла в промежуточном ковше, что свидетельствует о затягивании аргона, а с ним и воздуха, в защитную трубу. Это происходит из-за негерметичного крепления защитной трубы к стакану-коллектору стальковша. После окончания разливки металла из сталеразливочного ковша производят снятие трубы и ее очистку кислородом от остатков металла. Неполная очистка трубы от остатков подмерзшего металла и (или) попадание брызг металла на «юбку» защитной трубы при обработке кислородом, приводит к невозможности установки защитной трубы на стакан-коллектор без образования зазоров. Это приводит к нарушению герметичности стыка трубы со стаканом-коллектором, затягиванию в защитную трубу аргона и воздуха и как следствие – повышение содержания азота в стали. Для снижения разбрызгивания металла при очистке защитной трубы кислородом рекомендуется сначала очистку производить с минимальным расходом кислорода. 3.2 Предлагаемая технология3.2.1 Общие требования к марке 08ГБФ-УЧтобы наглядно показать все выше изложенные аспекты, рассмотрим производство марки 08ГБФ-У класса прочности К60 по ТУ 14-1-5521-2005г «прокат толстолистовой для электросварных труб класса прочности К52-К60 диаметром 530-1220 мм повышенной эксплуатационной надежности» с учетом выше изложенных выводов и рекомендаций. Марка 08ГБФ-У–выбрана как наиболее перспективная и конкурентоспособная, требующая наиболее жестких условий внепечной обработки металла и использования дорогих ферросплавов. Химический состав указан в таблице 11 [22]. Таблица 11 - Химический состав марки 08ГБФ-У
Химический состав используемых ферросплавов приведен в таблице 12. Таблица 12−Химический состав ферросплавов
В таблице 13 приведены значение усвоений элементов-раскислителей. Усвоение элементов, вводимыми кусковыми материалами и проволоками приняты равными реально существующим в условиях ОАО "Уральская Сталь" [23]. Таблица 13−Усвоение элементов
3.2.2 Технологическая схема производства сталиДля производства стали марки 08ГБФУ применим схему “ плавка в дуговой печи – внепечная обработка – непрерывная разливка “. Эта схема является наиболее оптимальной и высокопроизводительной, по сравнению с мартеновской и разливкой в изложницы. Сталь марки 08ГБФУ выплавляется в электропечи с окислением, скачиванием шлака и раскислением металла во время выпуска в сталеразливочном ковше [18]. Вместе с раскислителями в ковш отдается навеска легирующих ферросплавов и шлакообразующих. После окончания выпуска, на установке «ковш-печь» металл подвергается продувке аргоном через донную пробку в течение не менее четырех [24], для усреднения металла по температуре и химическому составу по всему объему ковша. После окончания продувки производится отбор проб и замер температуры. Далее производится доводка металла до марочного состава, десульфурация и подогрев металла. После обработки на установке “ковш – печь” плавка подается на машину непрерывного литья заготовок с заданным химическим составом и температурой. 3.2.3 Выплавка стали в электропечиШихтовка печи производится ломом марки 3А и жидким чугуном, состав которых представлен в таблице 14. Таблица 14 – Химический состав металлошихты
В процессе выплавки в печи кремний окисляется на 100%, марганец на 50%, фосфор на 90%, сера на 50% [23]. В таблице 15 представлен элементарный состав шихты. Таблица 15 – Элементарный состав шихты
Химический состав стали после расплавления указан в таблице 16. Таблица 16 –Химический состав стали после расплавления
Для получения заданного химического анализа производим продувку металла кислородом. В процессе выплавки для вспенивания шлака производим вдувание кокса в количестве 850 кг на плавку. Шлак удаляется из печи самотеком. Принимаем, что после отбора пробы, содержание углерода в металле составляет 0,05%. Окисление элементов происходит по следующим реакциям:
В таблице 17 приведен состав стали в конце окислительного периода. Таблица 17- Состав стали в конце окислительного периода
По данным таблицы 17, определяем массу окислов, переходящих из металла в шлак во время плавления и окислительного периода: 85% железа окисляется до Расход футеровки составляет 1-2 кг на тонну стали. В таблице 18 показан состав шлака в конце окислительного периода. Таблица 18 – Состав шлака в конце окислительного периода
Основность шлака составляет CaO/SiO2=42,9/19,7=2,1. Такая основность и высокая окисленность шлака препятствуют насыщению металла азотом. Расход кислорода на окисление примесей составит: Сшихты : 941,88∙32/12=2511,68 кг; Скокса : 850∙32/12=2266,67 кг; Si: 521,5∙32/28=596 кг; Mn: 439,11∙16/55=127,74 кг; S: 14,49∙32/32=14,49 кг; P: 35,91∙32/124=9,27 кг; Fe: 2249,9∙32/136=529,39 кг. Общий расход кислорода составит 6055,24 кг. Состав технического кислорода 99,5% кислорода и 0,5% азота. Расход технического кислорода составит 6055,24∙0,95=5752,48 кг. В таблице 19 представлен материальный баланс плавки. Таблица 19 – Материальный баланс плавки
Рассчитаем количество легирующих, раскислителей для отдачи в ковш на выпуске по формуле: Х = ((Е гот − Е ост) ∙ Т ∙ 1000) / В∙ С , (9) где Х - требуемое количество ферросплавов, кг; Е гот - содержание элемента в готовой стали, %; Е ост.- остаточное содержание элемента в металле перед раскислением, %; Т – масса плавки, тонн; В – содержание элемента в ферросплаве, %; С – коэффициент усвоения элемента, вводимого в металл, %. Рассчитаем необходимое количество кремния: FeSi = (0,14∙113∙1000)/0,65∙67=385 кг. Рассчитаем необходимое количество марганца металлического: Mn(мет)=((1,0-0,17)∙113∙1000)/0,90∙85=1300 кг. Рассчитаем необходимое количество феррованадия: FeV=((0,05∙113∙1000)/0,85∙53=130 кг. Рассчитаем необходимое количество никеля листового: Niлист.=((0,20-0,07) 113∙1000)/0,95∙100=165 кг. Общая масса ферросплавов: Масса металла после выпуска составит: 112630+1980=114610 кг. Выпуск плавки осуществляется в сталь ковш при температуре футеровки не менее 900 ◦С, оборудованный донной пробкой, очищенный от скрапа и шлака. В процессе выпуска в ковш присаживаются шлакообразующие – известь и плавиковый шпат. Навеску ферросплавов вводить в ковш после выпуска 50-70 т. металла. Температура металла на выпуске 1610-1640 ◦С. 3.2.4 Внепечная обработкаПосле выпуска плавки и отданной навески ферросплавов производят усреднительную продувку металла на УКП аргоном в течение 4 минут, после чего производят отбор пробы металла и шлака. Принимаемый химический состав стали перед обработкой, приведен в таблице 20. Таблица 20 - Химический состав стали перед обработкой
Обработка стали на УКП представлена в таблице 21 [26]. Таблица 21 - Обработка на УКП
Согласно таблице 21 в первой порции навески отдаем в ковш последовательно плавиковый шпат в количестве 500 кг, известь в количестве 1200 кг, карбид кальция в количестве 100 кг, алюминиевую проволоку с расчетом содержания массовой доли 0,040%. Расчет необходимого количества алюминиевой проволоки для предварительного раскисления: Alпров.=((0,040-0,005)×115×1000/0,50×100=77 кг. Во второй порции ферросплавов рассчитаем необходимое количество феррокремния, силикомарганца: FeSi=((0,20-0,14)∙115∙1000)/67∙0,75=130 кг; %(Si)=(67∙0,75∙130)/115∙1000=0,06%. Рассчитаем необходимое количество силикомарганца с учетом получения марганца в стали на нижнемарочное значение: Mn=((1,0-0,7)∙115∙1000)/72∙0,90=509 кг. Силикомарганец будем вводить в металл в два приема, первая порция будет составлять 350кг, что внесет массовую долю марганца и кремния в количестве: %(Mn)=(72∙0,90∙350)/115∙1000=0,21%; %(Si)=(17∙75∙350)/115∙1000=0,04%. Во второй порции присадки в ковш необходимо ввести для дополнительного раскисления шлака известь в количестве 400 кг, плавиковый шпат в количестве 100 кг, карбид кальция в количестве 20-30 кг. Через пять минут после отдачи второй порции навески ферросплавов и раскислителей необходимо отобрать вторую пробу металла. Химический состав металла с учетом всех введеных ферросплавов приведен в таблице 22. Таблица 22 - Химический состав стали
Для доводки до заданного химического анализа необходимо ввести силикомарганец, ниобий, алюминий, титан. Титан, а также проволока с силикокальциевым наполнителем будет применяться в качестве модификатора стали. Алюминий будет отдан после получения пробы химического состава стали и шлака, а также по результатам измерения замера окисленности металла и температуры стали. Легирование ниобием будем производить путем ввода ниобийсодержащей проволоки. Рассчитаем необходимое количество силикомарганца: m(SiMn)=((1,0-0,91)∙115∙100)/72∙0,90=153 кг. В результате ввода 150 кг силикокальция кремния будет внесено: %(Si)=(17∙0,75∙150)/115∙1000=0,017%. Рассчитаем необходимую навеску ниобий содержащей проволоки: m пров = ( 0,02∙115∙1000) / 50∙0,84 = 53 кг. Рассчитаем необходимую навеску титана: m(Ti)=(0,011∙115∙1000)/0,32∙40=95 кг. После отдачи последней порции ферросплавов отбирают пробу металла и шлака. В таблицах 23 и 24 представлен химический анализ полученного металла и шлака соответственно. Таблица 23 - Химический состав стали после обработки
Таблица 24 - Состав шлака после обработки
Завершение обработки в сталеразливочном ковше представлено в таблице 25. Таблица 25 - Завершение обработки стали марки 08ГБФ-У
Используя установку ковш-печь, получили сталь марки К60(08ГБФУ). 3.2.5 РазливкаРазливку производим на слябовой МНЛЗ, сечение кристаллизатора 190×1200мм. Из сталеразливочного ковша в промежуточный металл подается через огнеупорную трубу, верх которой стыкуется с шиберным затвором сталеразливочного ковша, а низ погружен в металл в промежуточном ковше. С целью предотвращения подсоса воздуха в трубу подают аргон. В промежуточном ковше металл изолируют от атмосферы, засыпая на его поверхность защитную шлакообразующую смесь. Изоляцию струи подаваемого в кристаллизатор металла обеспечиваем с помощью погружных стаканов [27]. Выводы Для обеспечения массовой доли азота в стали 0,008% и менее, необходимо: 1) производить продувку металла техническим кислородом с расходом не более 5500 м3/плавку; 2) общая масса металлошихты не должна превышать 125-128 т; 3) ограничить массу лома типа ШЭЛ и обрези ЛПЦ до уровня не более 10 т, за счет увеличения массы лома типа (3А и ШЭ); 4) расход жидкого чугуна на плавку должен составлять 55-65 т; 5) в завалку вводить 2 т известняка; 6) расход углеродсодержащего материала для вспенивания шлака должен составлять: - для вдувания через инжектора – не более 1200 кг; - для присадки сверху (через свод) – не более 400 кг. 7) температура металла перед выпуском должна составлять 1610-1640 ˚С; 8) качественная установка защитной трубы, подача аргона и очистка посадочного места трубы от настылей, брызг металла перед ее установкой. При невозможности полной очистки места стыка проводить замену защитной трубы; 9) накрытие поверхности металла теплоизоляционной смесью без появления «горячих» пятен на поверхности металла. 4 Организация и экономика производства4.1 Структура управления электросталеплавильного цехаПод структурой управления понимается совокупность элементов, обеспечивающих их функционирование и развитие. Элементами структуры являются службы, отдельные работники, а отношения между ними поддерживаются благодаря связям, которые принято подразделять на горизонтальные и вертикальные. Горизонтальные связи носят характер согласования и являются, как правило одноуровневыми. Вертикальные связи – это связи подчинения, и необходимость в них возникает при иерархичности управления, т.е. при наличии нескольких уровней подчиненности. Линейные связи отражают движение управленческих решений и информации между так называемыми линейными руководителями. Основу линейно-функциональных структур составляет так называемый «шахтный» принцип построения и специализация управленческого процесса по функциональным системам организации. В каждой подсистеме формируется иерархия служб, пронизывающая всю организацию сверху донизу. Результаты работы каждой службы аппарата управления оцениваются показателями, характеризующими выполнением своих целей и задач. Многолетний опыт использования линейно-функциональных структур управления показал, что они наиболее эффективны там, где аппарат управления выполняет рутинные, часто повторяющиеся и редко меняющиеся задачи и функции. Их достоинства проявляются в управлении организациями с массовым и крупносерийным типом производства. Графически структура управления электросталеплавильного цеха представлена на рисунке 17.
Рисунок 17 - Структура управления электросталеплавильного цеха 4.2 Режим работы цеха и баланс рабочего времениПри непрерывном производстве работа осуществляется четырьмя сменными бригадами по 12 часов. Баланс рабочего времени одного рабочего приведен в таблице 26. Таблица 26 - Баланс рабочего времени одного рабочего
4.3 Штатное расписаниеВ дипломном проекте списочная численность рабочих остаётся неизменной. Доля заработной платы производственных рабочих цеха в общем фонде оплаты труда составляет 60%. Численность инженерно-технического персонала также как производственных рабочих остается неизменной и соответствует штату электросталеплавильного цеха ОАО «Уральская Сталь». Штатное расписание и численность рабочих цеха приведено в таблице 27. Таблица 27 – Штатное расписание ЭСПЦ
Численность рабочих в ЭСПЦ составляет 639 человек 4.4 Экономика производства4.4.1 Расчет годового производства цехаВ электросталеплавильном цехе (ЭСПЦ) ОАО «Уральская Сталь» производят сталь широкого марочного сортамента в двух дуговых электропечах 120 т. Основной предпосылкой разработки настоящего проекта является улучшение качества производимой стали. Улучшение технико-экономических показателей работы цеха будут достигнуты за счёт увеличение выхода годного металла. Производственная мощность электродуговых печей определяется по формуле [28]: Ргод = Руд∙Тф , (10) где Руд – удельная производительность печи, т/ч; Тф – фактическое время работы, ч. Номинальное время работы печи определяется вычитанием из календарного времени простоев на холодные и горячие ремонты. Работа МНЛЗ синхронизируется с работой обеих ДСП: ТН = ТК – åТХ.Р. , (11) где ТК = 365 ∙ 24 = 8760 ч – календарное время. Длительность холодного ремонта åТХ.Р. = 328 ч. Холодные ремонты проводят на печи раз в два года. Тогда среднегодовые простои на ремонтах составляют 0,5×328 = 164 ч. Следовательно, номинальное время работы равно: ТН баз = 8760 – 164 = 8596 ч. Горячие простои в электросталеплавильных печах составляют 6-8% от номинального времени работы: ТФ = Тн – (1 – 0,08). (12) Тогда фактическое время работы составит: Тф = 8596∙(1-0,08) = 7908,32 ч. Удельная производительность определяется по формуле: где Q – масса садки (завалка), т; T – принятая един ица времени, час; tпл – длительно сть плавки, час; К1 – коэффициент выхода годного. Удельная производительность одной электропечи в базовый период составит: Рбаз(уд)=((120∙60)/50)∙0,96=138.24 т/час. Годовая производительность одной печи в базовый период: Рбаз(год)=138.24∙7908,32=1093246.157 т/год. Годовая производительность цеха в базовый период: Рбаз(год)= 1093246.157 ∙2 = 2186429.31 т/год. 4.4.2 Расчет дополнительных капитальных затратВ проекте предусматриваются мероприятия по повышению качества металлопродукции и техн ико-экономических показателей работы цеха. Реализация мероприятий не связана с дополнительными капитальными затратами. Капитальные вложения на осуществление проекта не рассчитываются, затраты на оборудование и технологию, на их приобретение или на разработку не предусматриваются. 4.4.3 Расчёт производительности трудаОпределяется производительность труда на одного рабочего базового периода. Производительность труда базового периода: ПТ(б) = Р(б)/Ч(с), (14) где ПТ(б) – производительность труда базового периода, т/чел.; Р(б) – годовая производительность цеха в базовый период, т/год; Ч(с) – численная списочность рабочих, чел.; ПТ(б) = 2186493,31 / 639 = 3421,74 т/чел. 4.4.4 Качество продукции и выход годногоВыход годного во многом зависит от качества производимой продукции. Повышение качества продукции равнозначно увеличению ее объема и повышению производительности агрегатов. При этом снижается расходный коэффициент, который оказывает положительное влияние на себестоимость продукции [23]. При повышении выхода годного на m процентов уменьшается расход материалов (полуфабрикатов) на производство единицы продукции. Необходимо рассчитать расходный коэффициент при повышении выхода годного. В таблице 28 представлена базовая калькуляция на производство марки 08ГБФ-У, выплавляемой в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь» [29]. Таблица 28 – Базовая калькуляция себестоимости 1 т электростали марки 08ГБФ-У
Повышая качество стали, уменьшаем количество брака на 45%. Индекс роста составит: Мб/Мпл=1,161/1,144=1,01. Индекс роста повышает удельную производительность во столько же раз: Руд(пр)=138,4 ∙ 1,01=139,62 т/час. Объем планового производства продукции составит: Рпл(год) =2186429,31∙1,01=2208319,277 т/год. Производительность труда планового периода: ПТ(пл) = 2208319,277/ 639 = 3455,89 т/чел. 4.4.5 Расчет плановой калькуляции себестоимости продукцииИздержки производства рассчитываются по статьям с учетом факторов, влияющих на их изменение. Расходы по переделу (РПП) на условную тонну продукции определяются на основе базовых калькуляций себестоимости. Увеличение объема производимой продукции уменьшает удельную величину условно-постоянных расходов расходов в расходах по переделу. В проектной калькуляции себестоимости продукции статьи с условно-постоянными расходами определяются по формуле: Сi(пл) = CiБ∙dус-пер + СiБ∙dус-пост / g, (15) где СiБ –затраты i-той статьи расходов по переделу базовой калькуляции, руб/т; dус-пер-доля условно-переменной части в i-той статье, доли единиц; dус-пост – доля условно-постоянной части в i-той статье, доли единиц; g-коэффициент роста объема производства. Расчет условно-постоянных и условно-переменных расходов. 1) Топливо технологическое условное: Спр.= 42,05∙0,60+(42,05∙0,40)/1,01=41,88 руб/т. 2) Энергетические затраты: а) пар: Спр.= 11,0∙0,60+(11,0∙0,40)/1,01=10,956 руб/т; б) вода оборотная: Спр.= 49,98/1,01=49,485 руб/т; в) вода химически очищенная: Спр.= 0,51/1,01=0,50 руб/т; г) сжатый воздух: Спр = 23,02 ∙ 1 = 23,02 руб/т; д) затраты на природный газ: Спр.= 42,77/1,01 = 42,35 руб/т. 3) Фонд оплаты труда: Спр.= 124,48∙0,40+(124,48∙0,60)/1,01=123,74 руб/т. 4) Ремонтный фонд: Спр.= 194,53∙0,35+(194,53∙0,65)/1,01=193,28 руб/т. 5) Содержание основных фондов: Спр.= 1073,30∙0,35+(1073,30∙0,65)/1,01= 1066,39 руб/т. 6) Сменное оборудование: Спр.= 27,46∙0,35+(27,46∙0,65)/1,01= 27,31 руб/т. 7) Социальное страхование: Спр.= 39,43∙0,55+(39,43∙0,45)/1,01= 39,25 руб/т. 8) Прочие расходы: Спр.= 67,47∙0,20+(67,47∙0,80)/1,01= 66,94 руб/т. Результаты расчетов представлены в таблице 29. Таблица 29 - Проектная калькуляция себестоимости марки 08ГБФ-У
Таким образом абсолютное изменение себестоимости составляет 17,739 руб/т. Относительное изменение себестоимости определяется по формуле: Себестоимость уменьшилась на 0,15%. 4.4.6 Расчет прибыли от реализации продукцииПрибыль от реализации продукции рассчитывается по следующей формуле: П = Σ(Цi - Сi)∙Pi, (17) где Цi - оптовая цена продукции, руб.; Сi - себестоимость продукции, руб./т; Рi - производительность, т. При рентабельности производства 20%, цена стали составит: Ц = Спр ∙ R; (18) Цбаз = 11459,732 ∙ 1,20 = 13751,678 руб/т. Рассчитаем прибыль от реализации продукции: Ппр=(13751,678-11441,993)∙2208319,227=5100523148 руб; Пбаз=(13751,678-11459,732)∙2186492,31=5011322304 руб. Чистая прибыль представляет собой прибыль от реализации продукции за вычетом налогов: ЧП=ПР-Н, (19) где ЧП – чистая прибыль, руб; ПР –прибыль от реализации продукции, руб; Н – налоги, руб. В проекте учитывается налог на прибыль-20%. Налог на прибыль составляет: Н=0,20∙ПР. (20) Н(баз)=0,20∙5011322304=1002264461 руб; Н(пр)=0,20∙5100523148=1020104630 руб. Чистая прибыль: ЧП(пр)=5100523048−1020104630=4080418418 руб/год; ЧП(баз)=5011322304 −1002264461 =4009057843 руб/год. 4.4.7 Экономическая эффективность проектных решенийВ расчетах экономической эффективности принятых решений принимаем повышение рентабельности. Рентабельность производства определяется по формуле: R= ((Ц−Спл)/Спл)∙100% , (21) где R – рентабельность, %; Ц – цена одной тонны продукции, руб; Спл – себестоимость плановая, руб/т. R(пр)= ((13751,678−11441,993)/11441,993)∙100=20,18% R(баз)= ((13751,678−11459,732)/11459,722)∙100=20%. Т.к. в проекте предусматривается повышение качества продукции, годовой экономический эффект рассчитаем по формуле: Эг=[(Цпл−Спл)−(Цб−Сб)]∙Рпл; (22) Эг=[(13730,392-11441,993)−(13751,678-11459,732)]∙2208319,277=7833791,8 руб. 4.4.8 Определение объема безубыточного производстваПредел безубыточности характеризует неопределенность и риск в процессе реализации проектных решений. Он представляет собой количество продаж или производство продукции, при котором объем реализации (выручки) равен издержкам производства. Прибыль в этой точке равна нулю. Точка безубыточности определяется по формуле: где Спос – общие постоянные расходы, руб; Ц – продажная цена единицы продукции, руб/т; Спер – удельные переменные затраты, руб/т. Условно-постоянные затраты определяются на основе калькуляции себестоимости и доли условно-постоянных затрат. Величина этих затрат равна численно расходам по переделу. Из плановой калькуляции Спос.удел=2898,035руб/т. Общая величина Спос зависит от производительности агрегата и равна: Спос = Спос.уд · Рпл; (24) Спост(пр) = 2898,035 · 2208319,227=6399 млн.руб; Спост(б) = 2910,579∙2186492,31 =6363 млн.руб. Находим Спер: Спер = Спл – Спос.уд; (25) Спер(пр) =11441,993–2898,035= 8543,898 руб/т; Спер(б) =11459,732–2910,579=8549,153 руб/т. Точка безубыточности равна: Рб(пр)=6399/(12751,678−8543,898)=1,223 млн т/год; Рб(баз)=6363/(13751,678−8549,153)=1,228 млн т/год. Выручка от реализации товарной продукции: Выр. = Ц · Рпл;(26) Выр(пр) =13751,678 · 2208319,227=30,367 млрд.руб; Выр(баз)=13751,678 · 2186492,31=30,066 млрд.руб Значения, необходимые для построения точки безубыточного объема продаж представлены в таблице 30. Таблица 30 – Сводные технико-экономические показатели
Определение объема безубыточного производства графическим способом представлено на рисунке 18.
Рисунок 18 - График безубыточного объема производства Вывод: в результате предпринятых мероприятий себестоимость одной тонны продукции уменьшилась на 17,7 рублей. Годовой объем производства увеличился на 21827 т. 5 Безопасность жизнедеятельности5.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха, расположение цеха на генеральном планеОАО "Уральская Сталь" (ОХМК), в составе которого находится электросталеплавильный цех (ЭСПЦ), относится к первому классу предприятий (годовая производительность стали свыше 1млн.т) с размером санитарно-защитной зоны 2000 метров. Комбинат расположен с подветренной стороны по отношению к жилому массиву города Новотроицка. В состав главного здания ЭСПЦ входят следующие отделения: шихтовое, загрузочное, печное, разливочное, пролет МНЛЗ, участок зачистки и участок транспортировки. В помещении пульта управления дуговой сталеплавильной печи находится следующее, необходимое для управления процессом обработки стали на установке, оборудование: микропроцессорная установка (собственно микропроцессор, устройства связи с объектом), датчики расхода температуры и давления. Размеры поста управления: ширина – 4 м, длина – 7 м, высота – 3 м. Общая площадь помещения пульта управления составляет 28 м2, оно находится на втором этаже над трансформаторным помещением на уровне верхней кромки сталеразливочного ковша. Основных работающих в помещении – трое, таким образом, на одного человека приходится 9,33 м2, что удовлетворяет требованиям по нормированию площади необходимой для одного человека в помещении для эксплуатации ПЭВМ, которая составляет 6 м2. Высота помещения составляет 3 м, полы двойные, как и потолки. В помещении имеется только искусственное освещение, вентиляция приточно-вытяжная, для поддержания необходимых условий имеется система водяного отопления. 5.2 Идентификация потенциально опасных и вредных производственных факторовПри функционировании производственного процесса могут появляться потенциально опасные и вредные факторы, в результате воздействия которых возможно возникновение несчастных случаев, либо заболеваний [30]. Анализ условий труда имеет основное значение для разработки мероприятий, обеспечивающих защиту работающего от опасных и вредных производственных факторов. В таблице 31 приведен анализ некоторых потенциально опасных и вредных физических производственных факторов в ЭСПЦ ОАО "Уральская Сталь" и пульте управления на ДСП в соответствии с ГОСТ 12.0.003-74. Таблица 31–Анализ потенциально опасных и вредных производственных факторов
5.3 Санитарно-технические требования5.3.1 Требования к микроклимату помещенияРабота на пульте управления выполняется сидя и стоя и сопровождается передвижениями относится к категории Iа, нормируемые параметры приведены в таблице 32. Таблица 32 – Нормируемые параметры ГОСТ 12.1.005-88
Фактические значения параметров воздушной среды для рабочей зоны оператора, в наиболее тяжёлый тёплый период года приведены в таблице 33. Таблица 33 – Значения параметров воздушной среды в рабочей зоне для тёплого и холодного периода года
Для обеспечения оптимальных параметров воздушной среды помещения используются следующие технические решения: 1) в холодный период года применяется отопление (паро-воздушное, совмещенное с приточной вентиляцией); 2) в теплый период года, а также для поддержания необходимой чистоты и влажности воздуха применяется приточная вентиляция и система кондиционирования. Водопровод и канализация на пульте не предусмотрены. Питьевая точка и санузел расположены на рабочей площадке на расстоянии 50 метров от пульта. Питьевая установка снабжается чистой водой с температурой до 20 °С. Так как ЭСПЦ относится к горячим цехам в помещении питьевой точки установлен аппарат с газированной подсоленной водой. | |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||