Совершенствование технологии внепечного рафинирования сталей с целью повышения качества выпускаемой продукции

Коэффициент распределения серы определяется по формуле /21/:

, (2.25)

где Т - температура, К;

аО - активность растворенного в металле кислорода;

fS - коэффициент активности растворенной в металле серы;

CaO, SiO2, MgO, Al2O3 - концентрация соответствующих оксидов в

шлаке, %.

, (2.26)

где K' - квазиконстанта, для основной футеровки K' = 1 • 10-13,5.

По известной величине LS получим значение:

; (2.27)

. (2.28)

2.3.3 Десульфурация стали на установке ковш-печь

На основе данных п. 2.3.1 рассчитаем процесс десульфурации стали 09ГСФ. По среднему показателю химического состава шлака на начало обработки (таблица 2.29) и конца обработки стали на УКП (таблица 2.30) определим усредненный состав шлака для процесса обработки. Средний состав этих шлаков вынесен в таблицу 2.31

Таблица 2.31- Усредненный состав шлака

Среднее	Состав шлака, %	Основ-ность
	CaO	SiO2	Al2O3	FeO	MnO
Начало	52,6	19,2	9,8	1,14	менее 2	2,7
Конец	58,8	17,9	9,3	0,75	менее 2	3,3
По ходу плавки	55,7	18,6	9,5	0,95	менее 2	3,0

Состав стали марки 09ГСФ /26/ приведен в таблице 2.32.

Таблица 2.32 - Состав стали марки 09ГСФ

Состав, %
C	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu	Ti	Al
0,11-0,12	0,50-0,80	0,70-0,80	Менее 0,015	Менее 0,005	0,20-0,30	Менее 0,30	Менее 0,30	0,010-0,020	0,020-0,050

Принимаем, что плавка марки 09ГСФ доведена по химическому составу и имеет среднемарочное содержание элементов. Полученной состав стали представлен в таблице 2.33.

Таблица 2.33 - Усредненный состав стали марки 09ГСФ

C	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu	Ti	Al
0,12	0,65	0,75	0,010	0,023	0,25	0,1	0,1	0,015	0,035

Определим коэффициент активности стали марки 09ГСФ имеющей химический состав приведенный в таблице 2.33 по параметрам взаимодействия. Параметры взаимодействия первого порядка /21/ приведены в таблице 2.34.

Таблица 2.34 - Параметры взаимодействия первого порядка в железе при 1873 К

Элемент i	Элемент j
	C	Si	Mn	P	Cr	Ni	Cu	Ti	Al
S	11	6,3	- 2,6	29	- 1,1	0	- 0,84	- 7,2	3,5

Активность серы в стали:

lgfS = 0,11 • 0,12 + 0,063 • 0,65 - 0,026 • 0,75 + 0,29 • 0,010 - 0,011 • 0,25 -

- 0,0084 • 0,1 - 0,072 • 0,015 + 0,035 • 0,035 = 0,034;

fS = 1,082.

Активность растворенного в металле кислорода:

= 0,00029;

.

Коэффициент распределения серы:

,

.

Равновесное содержание серы в металле и шлаке (масса шлака 2 %) составит:

 %;

%.

Как видно из расчетов для базового варианта коэффициент распределения серы между металлом и шлаком достаточно высок. Тем не менее этот процесс требует значительных затрат времени.

2.3.4 Оптимизация химического состава шлака

Общеизвестным фактом является то, что для успешной десульфурации необходимыми условиями являются высокая основность шлака и его низкая окисленность. Но слишком высокая основность шлака ведет к повышению температуру плавления шлака, вплоть до перехода его в гетерогенное состояние. При этом степень перемешивания шлака и металла снижается или совсем прекращается. Поддержание низкой окисленности шлака и металла возможно только путем их раскисления. Наиболее эффективным раскислителем является алюминий. Но увеличение концентрации алюминия в металле можен отрицательно сказаться на качестве стали /29/.

Рассмотрим влияние различных факторов на процесс десульфурации. Расчеты производятся в «Excel» по методике п. 2.3.2.

Анализируя данные таблицы 2.35, можно сделать вывод, что повышение основности шлака ведет к повышению коэффициента распределения серы и снижению равновесной концентрации серы в металле.

Таблица 2.35 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при изменении основности

Шлак	Основность	LS	[S]р
1	4,0	1244	0,0009
2	3,4	1033	0,0011
3	2,9	590	0,0018
4	2,6	366	0,0028
5	2,3	243	0,0039
6	2,0	170	0,0052
7	1,8	124	0,0066
8	1,6	94	0,0080
9	1,4	73	0,0093
10	1,3	58	0,0106

Графически эта зависимость изображена на рисунке 2.19 и 2.20.

Рисунок 2.19 - Коэффициент распределения серы в зависимости от основности.



Рисунок 2.20 - Равновесное содержание серы в металле в зависимости от основности.

Процесс десульфурации /30/ проходит по реакции:

[S] + (CaO) = (CaS) + [O]. (2.29)

Как видно из уравнения продуктами реакции являются сульфид кальция и кислород. В присутствии алюминия свободный кислород вступает с ним в реакцию:

[Al] + [O] = (Al2O3). (2.30)

Таким образом в общем виде реакцию десульфурации можно представить в виде уравнения:

[S] + (CaO) + [Al] = (CaS) + (Al2O3) . (2.31)

Концентрация алюминия в металле регламентирует содержание кислорода в металле и шлаке. Эксперементальные данные /31/ представленные в таблице 2.36 показывают зависимость между содержанием алюминия и кислорода в металле.

Таблица 2.36 - Эксперементальные данные содержания [Al] и [O]

[Al], %	[O], %
0,02	0,00034
0,03	0,00026
0,05	0,00019
0,10	0,00012

В таблице 2.37 представлены данные расчета которые показывают изменение коэффициента распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации алюминия в металле.

Таблица 2.37 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации алюминия в металле

Шлак	Основность	[Al]	LS	[S]р
1	2,0	0,005	31	0,0137
2	2,0	0,01	74	0,0093
3	2,0	0,015	96	0,0078
4	2,0	0,02	117	0,0069
5	2,0	0,025	136	0,0062
6	2,0	0,03	153	0,0057
7	2,0	0,035	170	0,0052
8	2,0	0,04	186	0,0049
9	2,0	0,045	201	0,0046
10	2,0	0,05	216	0,0043

На рисунке 2.21 и 2.22 показано графическое изображение этой зависимости.



Рисунок 2.21 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания алюминия в металле

Рис. 2.22 Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания алюминия в металле

Как видно из данных расчета алюминий способствует значительному повышению коэффициента распределения серы, тем самым снижая равновесную концентрацию серы в металле.

В таблице 2.38 представлены расчетные данные которые показывают влияние содержания оксида алюминия в шлаке на коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности.

Таблица 2.38 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации оксида алюминия в шлаке

Шлак	Основность	(Al2O3), %	LS	[S]р
1	2	3	4	5
1	2,0	5	244	0,004
2	2,0	10	170	0,005
3	2,0	15	122	0,006
4	2,0	20	90	0,008

На рисунке 2.23 и 2.24 представлены графическое изображение этой зависимости.

Рисунок 2.23 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания оксида алюминия в шлаке



Рис. 2.24 Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания оксида алюминия в шлаке

Анализ данных представленных в таблице 2.38 показывает, что содержание оксида алюминия в шлаке способствует снижению коэффициента распределения серы между металлом и шлаком и снижает его десульфурирующую способность. Происходит это по той причине, что глинозем в данном случае выступает в роли разбавителя шлака, т.е. возрастание концентрации глинозема в шлаке снижает концентрацию оксида кальция.

Аналогичным образом проявляется воздействие повышение канцентрации (CaF2). Но в том и другом случае с увеличением концентрации в шлаке (CaF2) и (Al2O3) снижается температура плавления шлака, т.е. увеличивается жидкоподвижность шлака. Этот фактор улучшает массоперенос серы в шлаке, что значительно ускоряет процесс десульфурации.

В другом рассматриваемом варианте концентрация оксида кальция остается постоянной, а глинозем выступает в роли заменителя кремнезема. Данные расчета представлены в таблице 2.39.

Таблица 2.39 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при замещении кремнезема глиноземом в шлаке

Шлак	(CaO), %	(SiO2), %	(Al2O3), %	Основность	Ls	[S]р
1	50	27	23	1,9	78	0,0086
2	50	24	26	2,1	84	0,0082
3	50	21	29	2,4	90	0,0078
4	50	18	32	2,8	98	0,0074
5	50	15	35	3,3	107	0,0069
6	50	12	38	4,2	118	0,0065
7	50	9	41	5,6	131	0,0060
8	50	6	44	8,3	146	0,0055
9	50	3	47	16,7	164	0,0051
10	50	0	50	?	186	0,0046

Рисунок 2.25 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания кремнезема и глинозема в шлаке



Рисунок 2.26 - Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания кремнезема и глинозема в шлаке

На рисунке 2.25 и 2.26 представлены графическое изображение зависимости от содержания кремнезема и глинозема в шлаке.

Анализ данных показывает что уменьшение концентрации кремнезема ведет к повышению основности шлака, тем самым увеличивается коэффициент распределения серы и равновесная концентрация серы в металле снижается.

В таблице 2.40 представлены расчетные данные которые показывают влияние содержания оксида магрия в шлаке на коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности.

Таблица 2.40 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации оксида магния в шлаке

Шлак	Основность	(MgO), %	LS	[S]р
1	2	3	4	5
1	2,0	1	168	0,00497
2	2,0	2	168	0,00496
1	2	3	4	5
3	2,0	3	169	0,00494
4	2,0	4	169	0,00493
5	2,0	5	170	0,00492
6	2,0	6	170	0,00491
7	2,0	7	171	0,00489
8	2,0	8	171	0,00488
9	2,0	9	172	0,00487
10	2,0	10	173	0,00486

На рисунке 2.27 и 2.28 представлены графическое изображение этой зависимости.

Рисунок 2.27 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания оксида магния в шлаке



Рисунок 2.28 - Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания оксида магния в шлаке

Оксид магния содержащийся в шлаке являясь основным оксидом и способствует повышению основности шлака. Но учитывая то, что MgO не учавствует в процессе десульфурации и с повышением концентрации MgO в шлаке повышается температура его плавления, увеличивая вязкость, содержание MgO должно быть ограниченным и не превышать 8 %.

Исследования проводимые на Западно - Сибирском металлургическом комбинате /32/ показывают, что состав шлаков внепечной обработки имеет экстремальную зависимость содержания в них серы от отношения основности (В =

= CaO / SiO2) к содержанию оксида алюминия (рисунок 2.29). Наибольшее содержание серы в ковшевом шлаке отмечается при В / А12О3 = 0,25 0,35, что соответствует насыщению оксидного расплава СаО и обеспечивает оптимальные условия десульфурации. Вне указанного диапазона серопоглотительная способность шлака снижается при уменьшении активности оксида кальция (В / А12О3 < 0,25) или увеличивается доля твердой фазы (В / А12О3 > 0,35), что отрицательно сказывается на кинетике протекания процесса десульфурации.

Таким образом, благоприятными условиями рафинирования ковшевого расплава являются: основность шлака в пределах 4-5, отношение В / А12О3 =

= 0,25 - 0,35. содержание оксидов железа в шлаке не более 1 %.

Для поддержания заданного значения отношения В / А12О3 = 0,30, при основности шлака 4,5, необходимо иметь в шлаке 15 % А12О3. Недостающее количество А12О3 необходимо вводить в ковш вместе со шлакообразующими в виде корунда или боксита.

На основании приведенных выше расчетов можно определить оптимальные параметры шлака, состав которого приведен в таблице 2.41.

Данные таблицы 2.41 показывают, базовый состав шлака отличается от оптимального более низкой основностью. Этот показатель в сочетании с более высоким содержанием алюминия в металле позволяет в оптимальном составе шлака повысить коэффициент распределения серы в 2,5 раза. Для получения шлака оптимального состава требуется довести базовый состав шлака до оптимального путем введения в базовый шлак таких компанентов, как CaO, Al2O3, CaF2. Для раскисления металла и шлака необходимо сделать добавку алюминия, из расчета получения в стали верхнемарочного значения.

Не маловажную роль в процессе десульфурации играет температура при которой протекает процесс. В таблице 2.42 приведены данные показывающие изменение коэффициента распределения и равновесной концентрации серы в диапозоне температур от 1520 до 1610 оС.

Таблица 2.42 - Изменение коэффициента распределения и равновесная концентрация серы в зависимости от температуры

Плавка	Температура, К	LS	[S]р
1	2	3	4
1	1793	983	0,00103
2	1803	1046	0,00097
3	1813	1112	0,00092
4	1823	1182	0,00087
5	1833	1256	0,00082
6	1843	1333	0,00077
7	1853	1414	0,00073
8	1863	1499	0,00069
9	1873	1589	0,00065
10	1883	1682	0,00061

На рисунке 2.30 и 2.31 представлены графическое изображение этой зависимости.

Рисунок 2.30 - Коэффициент распределения серы в зависимости от температуры.

Рисунок 2.31 - Равновесное содержание серы в металле в зависимости от температуры.

Расчет температурной зависимости показывает, что повышение температуры создает благоприятные условия для протекания десульфурации. Этот фактор не только повышает коэффициент распределения серы, но и увеличивает жидкоподвижность шлака.

Необходимо отметить и то, что в зоне работы электродуги шлак и металл нагреваются до температуры более 3000 оС, при этом происходит активное их перемешивание, т.е. создается зона максимально благоприятная для десульфурации (таблица 2.43).

Таблица 2.43 - Коэффициент распределения и равновесная концентрация серы при температуре 3000 оС (3273 К)

Температура, К	LS	[S]р
3273	159058	0,00001

Учитывая это, нагрев металла во время проведения десульфурации следует вести на пониженных ступенях нагрева, что бы как можно дольше находиться «под током» не перегревая при этом металл. Интенсивность продувки металла инертным газом при этом должна быть максимально возможной.

Необходимо отметить и то, что в процессе обработки металла не УКП происходит вторичное окисление металла и шлака атмосферным кислородом. Это отрицательно сказывается на процессе десульфурации стали. Для предотвращения этого необходимо проведение технических мероприятий по герметизации зазора между ковшом и сводом с целью устранения подсоса воздуха. Это мероприятие позволит не только улучшить условия для десульфурации, но так же избежать азотации металла и снизить расход раскислителей.

2.3.5 Внепечная десульфурация стали порошкообразными материалами

Целью продувки металла порошкообразными материалами (или вдувание в металл порошкообразных материалов) является обеспечение максимального контакта вдуваемых твердых реагентов с металлом, максимальной скорости взаимодействия реагентов с металлом и высокой степени использования вдуваемых реагентов /33/.

В качестве порошкообразного материала предлагается использовать измельченный синтетический шлак, в состав которого входит 55 % CaO; 30 % Al2O3; 15 % CaF2; 5 % SiO2. Преимущество этого шлака заключается в следующем:

максимально эффективный химический состав;

низкая температура плавления шлака, которая составляет около 1420 0С /24/.

Предпочтение отдано синтетическому шлаку потому, что при выходе из сопла фурмы, частичка шлака быстро расплавляется и начинает реагировать с серой металла.

Если в качестве порошкообразного материала использовать шлаковую смесь из извести, шпата и оксида алюминия, обеспечивающих тот же состав, эффект будет на много ниже. При выходе из сопла фурмы такой смеси компоненты шлака находятся в виде отдельных частиц. Для начала процесс десульфурации, необходимо чтобы эти частицы встретились и соединились. Необходимо учесть и то, что в чистом виде Al2O3 и CaO имеют температуру плавления более 2000 оС. Размеры образовавшихся капель шлака будут на много крупнее чем в случае вдувания синтетического шлака. В связи с этим во-первых уменьшится суммарная площадь контакта шлак - металл, а во-вторых на эти капли будет действовать выталкивающая сила пропорциональная их размерам, вытесняя капли из объема металла на поверхность. Таким образом капли синтетического шлака имеющие большую площадь контакта шлак-металл и малый объем способны дольше находиться в объеме металла, тем самым увеличивая эффект десульфурации. Не маловажное значение имеет и то, что известь применяемая в металлургии имеет в своем составе от 5 до 15 % CaCO3. При нагреве извести происходит дальнейший ее обжиг с газовыделением.

CaCO3 > CaO + CO2. (2.32)

При «недопале» 10 % из 100 кг извести выделится 2,24 м3 CO2. Таким образом, вводя известь внутрь объема металла, к объему транспортирующего газа прибавляется еще и объем выделяемого углекислого газа. Процесс вдувания извести при этом сопровождается выплесками металла и шлака из ковша, что приводит к порче и выведению из строя оборудования.

Вдувание таких реагентов как силикокальций и алюмокальций имеют ограниченный характер в силу того, что в их состав входят алюминий и кремний, делая ограничение по количеству вдуваемого реагента. К тому же они значительно дороже, чем синтетический шлак.

Расчет десульфурации порошкообразным синтетическим шлаком производится по методике применяемой выше.

Содержание алюминия в стали перед процедурой вдувания доводят до верхнемарочного значения (около 0,045 %)

Коэффициент активности серы остается прежним:

lgfS = 0,11 • 0,12 + 0,063 • 0,65 - 0,026 • 0,75 + 0,29 • 0,010 - 0,011 • 0,25 - 0,0084 • 0,1 - 0,072 • 0,015 + 0,035 • 0,035 = 0,034;

fS = 1,082.

Активность растворенного в металле кислорода:

= 0,00025;

.

Коэффициент распределения серы:

,

.

Равновесное содержание серы в металле и шлаке (масса синтетического шлака 1 %) составит:

%.

%.

Из результата расчета видно, что вдувание в сталь синтетического шлака имеет очень хороший эффект, не смотря на то, что расход шлака снижен в 2 раза. Время проведения десульфурации при этом зависит только от скорости вдувания порошка. Так при скорости вдувания равной 100 кг / мин, 1 т синтетического шлака будет введена за 10 минут. Таким образом, вдувание в сталь порошкообразного синтетического шлака позволяет в значительной степени сокращает время десульфурации и позволяет стабильно получать низкое содержание серы в стали.

2.4 Технология комплексного рафинирования стали от вредных примесей

Приняв за основу результаты работы проведенной в пунктах 2.1, 2.2 и 2.3, предлагается объединить эти технологии в комплекс.

Комплексное рафинирование стали от вредных примесей показано на рисунке 2.32 и заключается в следующем:

а) Выпуск плавки из печи производится на окисленный шлак.

б) Сталь обрабатывается порошкообразным синтетическим «черным» шлаком, путем его вдувания в металл через специальную погружную фурму, с целью удаления из металла фосфора. Эта операция проводится на установке стабилизации и доводки металла (УСДМ).

в) Следующим этапом технологии является удаление окисленного шлака из ковша путем слива его через край ковша или на специальном стенде, с целью предотвращения рефосфорации во время последующей обработки.

г), д) Подогрев, доводка стали по химическому составу и обработка стали порошкообразным синтетическим «белым» шлаком, путем его вдувания в металл через погружную фурму, с целью удаления из металла серы, проводятся на УКП.

е) После этих мероприятий подогретая на УКП сталь подвергается обработке вакуумом на установке внепечного вакуумирования, с целью удаления из стали водорода и азота.

ж) При необходимости сталь повторно подогревается на УКП.

3. Безопасность жизнедеятельности

3.1 Объемно - планировочные решения зданий и сооружений цеха, расположение цеха на генеральном плане

ООО “Уральская Сталь” (ОХМК) в составе которого находится электросталеплавильный цех (ЭСПЦ), в соответствии с требованиями СанПиН 2.2.1/2.1.1.567-96 относится к первому классу предприятий с размером санитарно-защитной зоны 2000 метров. Комбинат расположен с подветренной стороны по отношению к жилому массиву города Новотроицка.

В состав главного здания ЭСПЦ входя следующие отделения: шихтовое, загрузочное, печное, разливочное, пролет МНЛЗ, участок зачистки и участок транспортировки. На генеральном плане завода цех расположен с подветренной стороны к цехам не являющимися источниками вредных выделений в окружающую среду. Длинная сторона здания расположена с отклонением в 30 к преобладающему направлению ветров. Санитарные разрывы между цехом и соседними зданиями составляют 45 м, что удовлетворяет норме.

В цехе имеются рабочие площадки расположенные на высоте 3,5 м. Площадки и лестницы имеют ограждение высотой 1 м со сплошной обивкой по низу высотой 0,2 м. Ширина проходов и переходов составляет 2 м, что исключает возможность возникновения встречных потоков, материалов и людей, обеспечивает удобство и безопасность при обслуживании оборудования, движения транспорта и людей. Основное технологическое оборудование цеха расположено перпендикулярно длиной стороне цеха. Для доступа на крышу предусмотрены пожарные наружные лестницы, расстояние между которыми 1,9 м.

В помещении пульта управления установки «ковш-печь» 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 - 6 м, высота - 2,5 м.

3.2 Анализ потенциально - опасных и вредных факторов производственной среды

При анализе технологического производства электростали, пользуясь классификацией опасных и вредных факторов (ГОСТ 12.0.003-74 /34/), выявлены следующие потенциально - опасные и вредные факторы (таблица 3.44):

Таблица 3.44 - Анализ потенциально опасных и вредных производственных факторов

Наименование выполняемой операции	Агрегат, оборудование, устройство на котором выполняется операция	Характеристики потенциально опасных и вредных факторов	Нормативные значения факторов
Контроль за ведением процесса внепечной обработки стали	Пульт управления АКОС с вакууматором	1 .Повышенный уровень инфракрасной радиации 200 Вт/м2 2. Опасный уровень напряжения в электрической цепи, замыкание которой может произойти через тело человека, U=380 В, 3. Повышенная температура воздуха рабочей зоны. 4. Повышенный уровень шума на рабочем месте, уровень шума по шкале А составляет 108 дБ 5. Недостаточная освещённость на рабочем месте, 120 лк.	При удельной площади облучения человека 25-50 % qДОП = 70 Вт/м2 UПР = 2 В, IЧЕЛ = 0,3 мА Категория работ Iб. tвозд = (22-24) С LД = 80 дБА Разряд зрительных работ - IIIв, Eн = 300 лк.

3.3 Решения по производственной санитарии

3.3.1 Отопление и вентиляция

Система отопления и вентиляции в цехе служит для создания благоприятных условий труда.

На пульте управления установкой «ковш-печь» должны соблюдаться оптимальные величины температуры воздуха: от 22 до 24 С, влажности: от 40 до 60 %, скорости движения воздуха менее 0,2 м/с.

Для обеспечения этих параметров воздушной среды помещения используются следующие технические решения:

в холодный период года применяется отопление (паро-воздушное, совмещенное с приточной вентиляцией);

в теплый период года, а также для поддержания необходимой чистоты и влажности воздуха применяется приточная вентиляция.

3.3.2 Освещение цеха

Для общего искусственного освещения помещения пульта управления установкой ковш-печь используются люминесцентные лампы ЛБ30, имеющие следующие характеристики: мощность - 30 Вт; световой поток - 2100 лм; полная длина лампы - 909 мм.

Расчет необходимого числа ламп проводится по методу коэффициента использования светового потока.

Число источников света в помещении /35/:

NСВ = ЕН . S . k . z / ФЛ . n . , (3.33)

где ЕН - нормируемое значение освещенности, ЕН = 300 лк;

S - площадь пульта управления, S = 24 м2;

k - коэффициент запаса, k = 1,5;

z - коэффициент минимальной освещенности, z = 1,2;

ФЛ - световой поток одной лампы, лм;

n - количество ламп в одном светильнике, n = 2;

- коэффициент использования светового потока.

Коэффициент использования светового потока определяется в зависимости от значений коэффициентов отражения светового потока потолком и стенами, а также индекса помещения:

i = А . В / [(А + В) . Н], (3.34)

где А, В, Н - соответственно длина, ширина и высота пульта управления

i = 24 / (6 + 4) . 2,5 = 0,96

= 0,5

NСВ = 300 . 24 . 1,5 . 1,2 / (2100 . 2 . 0,5) = 6 шт.

Следовательно, для обеспечения необходимого уровня общего освещения нужно установить 6 люминесцентных ламп типа ЛБ30.

3.3.3 Санитарно - бытовые помещения

Для удовлетворения санитарных и бытовых нужд работающих в цехе предусмотрены специальные помещения. Состав санитарно - бытовых помещений определяется на основании характеристики производственных процессов в цехе и в соответствии с требованиями СНиП 2.09.04-87.

Санитарно - бытовые помещения на плане цеха располагаются таким образом, что воздействие на эти помещения вредных производственных факторов исключается.

Данные расчета площадей санитарно - бытовых помещений в соответствии с санитарными нормами представлены в таблице 3.45.

Таблица 3.45 - Данные расчета площадей санитарно - бытовых помещений

Назначение расчетной площади	Наименова-ние бытовых устройств	Норма площади на 1чел., м2 по СНиП	Кол-во человек на кото-рые ведется расчет	Всего площади, м2	Фактичес-кая пло-щадь быто-вок до реконструк-ции, м2	Прихо-дится площади на 1 чел., м2
1.Гардеробные: а)мужские б)женские	шкаф одинарный размер 50х44 и шкаф двойной размер 50х40	1,1 1,1	541 116	705 128	710 130	1,1 1,1
2.Душевые: а)мужские б)женские	душевые сетки	1,89 1,89	152 17	287 32	290 33	1,9 1,9
3.Преддушевые: а)мужские б)женские	скамейки	0,32 0,32	456 51	146 16	147 17	0,32 0,33
4.Умываль-ные: а)мужские б)женские	краны	1,75 1,75	32 6	56 10,5	56 11	1,75 1,8
5.Уборные: а)мужские б)женские	писсуары и унитазы	2,52 2,52	21 8	53 20	55 20	2,6 2,52
6.Помеще-ния для обществен-ного питания	столы и стулья	1,47 1,47	45 180	66 265	67 26	1,48 1,47

Как видно из данных таблицы 3.45, санитарно - бытовые помещения ЭСПЦ полностью удовлетворяют необходимым требованиям. В данном проекте их переоборудование не предусмотрено.

3.4 Инженерная разработка мер защиты от выявленных опасных и вредных производственных факторов

Технические меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов в ЭСПЦ представлены в таблице 3.46

Таблица 3.46 - Технические меры защиты от выявленных опасных и вредны факторов

Опасный и вредный фактор производ-ственной среды	Проектируемое защитное устройство	Тип, параметры и характеристика устройства	Место установления на плане цеха
1.Повышенная температура воздуха в рабочей зоне -тепловое излучение -световое излечение	Теплоотражающий и теплопоглоща-ющий экран	Теплоотражающий экран из альфоля на асбесте, степень экранизации 1,8. Толщина 0,05 мм	Пульт управле-ния агрегата “ковш-печь”
2.Повышенный уровень шума	Звукоизоля-ционные перегородки, смазка, кожух с звукопоглощающим материалом внутри	Материал: сталь толщиной 2 мм, звукопоглощающий материал: стекловата. 0,5	внутренняя поверхность стен пульта управления
3.Электрический ток	Защитное отключение	30УП - 25, Н=10 А, U=380 В, =50 Гц, =20 А	Электро-щит

3.5 Безопасность в чрезвычайных ситуациях

В соответствии с НПБ 105-95 по взрывопожарной и пожарной опасности ЭСПЦ, в котором расположен пульт управления установкой «ковш-печь», относится к категории Г (пожароопасное производство), степень огнестойкости , а помещение пульта управления относится к категории «В».

В соответствии со СНиП 12.01.02-85 пульт управления относится ко степени огнестойкости.

Произведем расчет пожарной нагрузки пульта управления АКОС /36/.

Для веществ и материалов, находящихся в помещении пульта управления, любой процесс горения можно свести к виду:

. (3.35)

Тепловой эффект этой реакции составляет Qтепл = 34,07 МДж/кг углерода. Количество горючих веществ и материалов, находящихся в помещении поста управления составляет примерно Gгв = 150 кг.

Пожарная нагрузка помещений определяется по формуле

, (3.36)

где Q - пожарная нагрузка, МДж;

Gi - количество материала пожарной нагрузки, кг;

- низшая теплота сгорания материала пожарной нагрузки, МДж/кг углерода.

Таким образом пожарная нагрузка составит:

Q = 150 34,07 = 5110,5 МДж.

Удельная пожарная нагрузка определяется по формуле:

, (3.37)

где q - удельная пожарная нагрузка, МДж/м2;

S - площадь помещения пульта управления, м2.

q = = 212,9 МДж/м2.

В ЭСПЦ предусмотрена система противопожарного водоснабжения. Согласно СНиП 12.01.02-85 расход воды на наружное пожаротушение составляет 20 л/с. Продолжительность тушения пожара должна составлять 3 часа. Расчетный расход воды на тушение пожара должен быть обеспечен при наибольшем расходе воды на другие нужды. На тушение пожара внутри здания, оборудованного внутренними пожарными кранами, дополнительный расход воды составит 35 л/с. Здание цеха оборудовано системой электрической пожарной сигнализации. В случае пожара сигнал поступает диспетчеру цеха. Кроме того, в здании цеха предусмотрены пожарные щиты с огнетушителями ОХП-10, ОУ-3,35 и песком в количестве 10 штук. Для тушения локальных возгораний внутри пульта управления используются огнетушители типа ОУ-15.

В случае пожара эвакуация людей ведется непосредственно на улицу. Расстояние до ближайшего выхода от рабочего места 50 м. Против дверных проемов проходы шириной в 2 м. Существуют наружные пожарные лестницы шириной 0,6 м.

3.6 Инженерная разработка. Расчёт теплоотражающего экрана

Для защиты от воздействия излучения на рабочих местах применим теплоотражающие экраны. Наиболее высоким теплозащитным качеством обладает экран из альфоля.

Произведем расчет теплоограждения установки “ковш-печь” охлаждающим экраном.

Температура стенки T1 = 553 К, температура воздуха T2 = 293 К. Агрегат укрыт листами черного железа. Степень частоты Eн = 0,8. Требуется получить на наружной поверхности ограждения температуру не более 303 К.

Определяем степень экранизации по формуле /35/:

, (3.38)

где - степень экранизации;

Ти - температура экранизируемого источника излучения, К;

Тэ - заданная температура экрана, К.

. (3.39)

Выбираем экран из альфоля, степень черноты которого Eэ = 0,07, тогда приведённые степени черноты будут:

между железной стенкой агрегата и экраном:

; (3.40)

между стенкой агрегата и воздухом:

, (3.41)

где Eв - степень черноты воздуха, равная 0,82.

Определяем число экранов по формуле:

; (3.42)



Таким образом достаточно однослойного экрана из альфоля, чтобы обеспечить температуру поверхности ограждения агрегата “ковш-печь” в пределах желаемой температуры - 303 К.

4. Охрана окружающей среды

4.1 Проблемы металлургической промышленности

Одна из главных отраслей, к деятельности которой с точки зрения охраны природы человечество предъявляет серьезные претензии, является металлургия. Металлургическое производство по степени ущерба, наносимого окружающей среде, занимает в нашей стране второе место среди отраслей промышленности после топливно-энергетического комплекса, отличаясь высокой ресурсоемкостью и, как следствие, большим количеством отходов. Металлургический завод полного цикла, производящий 10 млн. т стали в год, до введения строгих мер контроля окружающей среды выбрасывал в атмосферу ежегодно более 200 тыс. т пыли, 50 тыс. т соединений серы, 250 тыс. т оксида углерода, оксидов азота и других веществ. Работа металлургических агрегатов сопровождается шумами и вибрациями. Металлургическое производство вообще, и производство стали в частности, связано с получением значительных площадей, что сопровождается отторжением сельскохозяйственных угодий, загрязнением почвы, воздушного и водного бассейнов, требует организации сети железнодорожных путей и т.п.

4.2 Внепечная обработка стали

Создание, развитие и повсеместное распространение методов внепечной обработки является важнейшим звеном в цепи проблем, решение которых прямо или косвенно связано с уменьшением масштабов ущерба, наносимого металлургическим производством природе.

Проблему «внепечная обработка и охрана окружающей среды» следует рассматривать с нескольких точек зрения: а) образования отходов в процессе собственно внепечной обработки (отходящие газы, пыль, шлаки, шламы, охлаждающая агрегаты вода); б) влияния внепечной обработки на металлургическую отрасль вообще.

Количество дополнительно образующихся в процессах внепечной обработки шлаков или весьма невелико, или они вообще отсутствуют. Расход воды на охлаждение также весьма невелик (в тех случаях, когда требуется дополнительное охлаждение). Что касается отходящих газов, то все вводимые в строй установки являются современными агрегатами, оборудованными устройствами. Влияние же внепечной обработки на решение проблемы охраны природы в широком смысле весьма велико. Оно складывается из следующего:

1. Внедрение современных методов внепечной обработки позволяет заметно уменьшить масштабы производства стали при сохранении потребностей машиностроения, строительства, оборонной промышленности и других отраслей народного хозяйства. К сожалению, исторически сложилось так, что структура производства черных металлов в России заметно отличается от таковой в других промышленноразвитых странах мира. Эта структура (масштабы мартеновского производства, разливка стали преимущественно в изложницы, недостаточное развитие производства видов проката и листового проката и др.) такова, что эффективность использования выплавляемой стали невелика.

Современные методы внепечной обработки дают возможность получать сталь с ничтожно малым содержанием вредных примесей. Получение стали с гарантированно низким содержанием вредных примесей позволяет исключить дефекты слитка, связанные, с ликвацией и сегрегацией примесей, образованием газовых пузырей, флокенов, трещин, расслоя и т.п. Это, в свою очередь, дает возможность конструкторам существенно уменьшить или вообще исключить принимаемые ими коэффициенты запаса прочности. В результате оказывается возможным при меньших масштабах металлургического производства производить большую массу продукции машиностроения. Условно можно принять, что из каждых 100 млн. т выплавляемой стали 30 - 35 млн. т можно «сэкономить» только за счет внепечной обработки. А это, в свою очередь, означает, что можно добывать меньше железной руды (которая потом проходит через обогатительные фабрики, работа которых характеризуется большим расходом воды, обильным выделением пыли и т.п.), не строить столько агломерационных фабрик (чрезвычайно вредных с экологической точки зрения), производить значительно меньше кокса (можно уменьшить число коксовых батарей, очень вредных с экологической точки зрения), эксплуатировать меньше доменных печей и т.д.

2. Внедрение современных методов внепечной обработки позволяет заметно уменьшить расход ферросплавов и соответственно сократить их производство. Как известно, ферросплавное производство вообще является одним из самых «тяжелых» с точки зрения охраны человекам природы.

Современные методы внепечной обработки позволяют широко использовать прямое легирование, при котором в ванну металлургических агрегатов подаются непосредственно руды (или их концентраты), содержащие легирующие компоненты. Например, подача в АКР-конвертер хромсодержащих руд позволяет существенно сократить расход феррохрома; то же относится к использованию материалов ванадий, титан, марганец, никель, кобальт и т.д.

3. Внедрение современных методов внепечной обработки позволяет производить высококачественные легированные и высоколегированные марки сталей и сплавов при использовании более простых в изготовлении и более дешевых ферросплавов. Так, распространение во всем мире АКР-процесса позволило использовать при производстве высокохромистых сталей (например, нержавеющих) и сплавов (например, жаропрочных) высокоуглеродистый феррохром взамен более сложного в производстве и более дорогого низкоуглеродистого феррохрома, что заметно снизило мировое производство низкоуглеродистых сортов феррохрома.

4. Внедрение современных методов внепечной обработки существенно расширило возможности рационального использования и переработки непосредственно на металлургических заводах шлаков из шлаковых отвалов, шламов, отходов смежных производств (абразивного производства, алюминиевых заводов, производства электродов, золы тепловых электростанций, отработанных катализаторов нефтехимических предприятий и т.п.). Помимо снижения себестоимости стали это позволяет решать экологические проблемы (снижение загрязнения среды, ликвидация свалок отходов, более рациональное использование природных ресурсов и т.п.).

5. Высокое качество и надежность стали, прошедшей комплексную внепечную обработку, позволяют существенно уменьшить расход металла на изготовление различных энергопотребляющих машин и механизмов при сохранении их мощности (автомобилей, тракторов, локомотивов и т.п.) и соответственно уменьшить массу этих агрегатов. В результате уменьшается не только масса металла, идущего на изготовление этих машин, но одновременно заметно сокращается расход топлива и энергии на их работу. Высокая надежность получаемой после внепечной обработки металлопродукции (трубы, рельсы и т.п.) существенно сокращает случаи аварий на транспорте, разрывов газопроводов, нефтепроводов и т.п., губительно влияющих на природу.

Таким образом, разработка, внедрение и распространение методов внепечной обработки обеспечивают существенную экономию материальных и трудовых ресурсов и существенно облегчают решение проблем охраны природы. Понятно поэтому, что и в мире, и в нашей стране в ближайшие годы развитие именно этой подотрасли металлургического производства будет иметь приоритет перед всеми другими /23/.

4.3 Внепечное рафинирование стали от вредных примесей

В настоящей работе были рассмотрены предложения по внепечному рафинированию стали от таких примесей как азот, фосфор и сера.

4.3.1 Деазотация стали

Глубокую деазотацию стали в условиях внепечной обработки можно произвести только обрабатывая сталь вакуумом. Установки внепечного вакуумирования стали в ковше делятся на три основных типа: порционный, цыркуляционный и камерный. Эти агрегаты имеют различную конструкцию, но

в принципе состоят из вакуумной камеры и вакуумных насосов. Вакуумные насосы или пароэжекторные насосы состоят из нескольких эжекторов, установленных последовательно. Эффект эжекции в них создается струей перегретого пара ( t = 320 oC, p = 15 атм), который подается с ТЭЦ. Отработанный пар выбрасывается в атмосферу. Поскольку удаляемыми газами являются водород и азот, то можно сказать, что загрязнения атмосферы не происходит.

Охлаждающая вода используется в замкнутом цикле, поэтому загрязнения природных водоемов не происходит.

Единственным твердым отходом вакууматора является огнеупорная футеровка, которую периодически меняют во время ремонтов вакуумной камеры. Отходы огнеупоров вывозятся в отвал или могут быть использованы во вторичной переработке.

В целом агрегаты внепечного вакуумирования не наносят вреда окружающей среде, за исключением того, что для производства пара в ТЭЦ сжигается топливо, продукты горения которого загрязняют атмосферу.

4.3.2 Дефосфорация стали

В данной работе предлагается проводить рафинирование стали от фосфора путем обработки ее «черным шлаком». Суть этого процесса заключается в том, чтобы окислить фосфор металла и перевести его в шлак в виде тетрафосфата кальция. Сама по себе обработка не наносит ощутимого вреда окружающей среде, т.к. при этом происходит не значительное пыле- и газовыделение, которые можно уловить и очистить. К тому же фосфор практически не образует газообразную фазу.

В состав шлака входят CaO (известь), FeO (окалина) и CaF2 (плавиковый шпат). Окалина является отходом прокатного производства. Известь производят из известняка путем его обжига, при этом в атмосферу выделяется большое количество углекислого газа. В пункте 2.3.5 рассматривался вопрос обжига известняка протекающего по формуле (2.32). При обжиге одной тонны извести в атмосферу выбрасывается 440 кг или 224 м3 углекислого газа (CO2). Суточная потребность в извести только одного ЭСПЦ составляет около 150 т. Углекислый газ не ядовит, но как известно увеличение его содержания в атмосфере вызывает изменение климата на планете.

Кроме того, известняк и шпат добывается в открытых карьерах, а это значит, что происходит отчуждение земель под карьеры и отвалы пустой породы.

Отработанный шлак вывозится в отвал.

4.3.3 Десульфурация стали

Десульфурация стали - это процесс перехода серы из металла в шлак в виде сульфида кальция. Для проведения этого процесса необходимо значительное количество извести. Проблема обжига известняка уже рассмотрена в пункте 4.3.2.

В отличие от фосфора сера на поверхности шлака вступает в реакцию с атмосферным кислородом, при этом образуется сернистый газ (SO2). Сернистый газ ядовит для организма. В атмосфере соединяясь с водой он образует сернистую кислоту (H2SO3). Как известно кислотные дожди наносят большой вред окружающей среде.

К сожалению по ряду причин отсутствовала возможность проведения замеров концентрации сернистого газа над обрабатываемым ковшом. Но по некоторым данным около 5 % серы переходит из шлака в газ. Согласно расчету, проведенному в пункте 2.3.3, содержание серы в шлаке составляет 1 %. При массе шлака 2 т, масса серы составляет 100 кг. На 5 % приходится 5 кг серы. Из 5 кг серы образуется 10 кг или 3,5 м3 сернистого газа. В масштабах производства это количество сернистого газа очень велико.

В данной работе в пункте 2.1.2.5 и 2.3.4 было предложено провести мероприятия по уплотнению зазора между сводом и ковшом на установке «ковш-печь». Это мероприятие позволит устранить подсос воздуха в рабочее пространство над ковшом, т.е. снизится доступ азота и кислорода. При отсутствии газообразного кислорода протекание реакции образования сернистого газа станет невозможным.

Таким образом, проведение мероприятий по уплотнению свода на установке «ковш-печь» снимает вопрос об очистке отходящих газов и решает ряд технологических проблем.

Охлаждающая вода используется в замкнутом цикле, поэтому загрязнения природных водоемов не происходит.

Отработанный шлак, как и в предыдущем случае, вывозится в отвал.

5. Экономика и организация производства

5.1 Организация производственных потоков

В настоящее время в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК) существует схема производственных потоков

5.2 Структура управления электросталеплавильного цеха

В штат ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК) входят 675 человек, из них руководящий и служащий состав составляют 60 человек и 615 человек рабочие. Графически структура управления электросталеплавильного цеха представлена на рисунке 5.33.



Рисунок 5.34 - Структура управления электросталеплавильного цеха

5.3 Технологические меры, проводимые в цехе

Основной задачей работы «ковша-печи» - это получение продукции высокого качества с заданным химическим составом и заданной температурой, т.е. получение продукции высокого качества с заданными свойствами, по этому системам управления качеством продукции отводится первостепенное внимание. Целью данной работы является изменение является изменение конструкции существующей крышки «ковша-печи» с целью ликвидации подсосов воздуха, т.е. снижение концентрации азота и кислорода в рабочем пространстве печи.

Использование такой конструкции позволит:

снизить расход раскислителя за счёт введения меньшег количества;

предотвратить азотацию стали во время обработки;

получать сталь с низким содержанием серы.

5.4 Расчет плановой калькуляции себестоимости

В таблице 5.46 представлена базовая калькуляция себестоимости стали выпускаемой в электросталеплавильном цехе ООО «Уральская Сталь».

Таблица 5.46 - Базовая калькуляция себестоимости стали 15ХСНДА

Статьи затрат	Цена, руб	Кол-во, т/т	Сумма, руб
1	2	3	4
1. Сырье и основные материалы, т
Чугун чушковый	2011,07	0,1000	201,1070
Лом	468,52	1,1740	550,0424
Ферросплавы:
Алюминий чушковый	19825,00	0,0019	37,6675
Ферротитан 20	7085,00	0,0010	7,0850
Ферросилиций 65	8189,00	0,0130	106,4570
Феррохром 025	13781,00	0,0060	82,6860
Ферромарганец	10709,00	0,0090	96,3810
Никель	129850,00	0,0020	259,7000
Феррониобий	224035,00	0,0001	22,4035
Итого ферросплавов		0,0330	612,3800
Итого сырья и основных материалов		1,2070	1170,3524
2. Отходы ( - ), т
Обрезь технологическая	317,81	0,0209	6,6422
Скрап	265,81	0,0174	4,6250
Угар	0,00	0,1067	0
3. Брак ( - ), т	305,31	0,0520	15,8761
Итого отходов и брака		0,1970	27,1434
Задано за вычетом отходов и брака		1,0100	1143,2090
4. Добавочные материалы
Агломерат	279,84	0,0008	0,2238
Известь	450,42	0,0740	33,3310
Плавиковый шпат	2751,23	0,0038	10,4546
Окатыши	816,33	0,0236	19,2653
Коксовая мелочь	506,95	0,0075	3,8021
Магнезитовый порошок	1758,13	0,0150	26,3719
Силикокальций	6435,37	0,0002	1,2870
Итого c учетом добавочных		1,1349	1237,9452
5. Расходы по переделу
5.1. Топливо
Газ природный, тыс.м	290,70	0,0311	9,0407
Электроды, т	43956,36	0,0067	294,5076
5.2. Энергозатраты
Эл-энергия, кВт.ч	174,45	0,6598	115,1021
Пар, ГДж	10,29	0,1619	1,6656
Вода оборотная, тыс.м	272,09	0,0633	17,2232
Сжатый воздух, тыс.м	29,29	0,2607	7,6359
Аргон, м3	1674,32	0,0017	2,8463
Кислород, м3	226,56	0,0102	2,3109
Итого энергозатрат			450,3325
5.3. Фонд оплаты труда			44,9900
5.4. Отчисления в общественные фонды			18,9300
5.5. Содержание основных фондов			152,8400
5.6. Сменное оборудование			18,2800
5.7. Ремонтный фонд			115,7200
5.8. Амортизация			27,1000
5.9. Внутрезаводские передвижения			19,4200
5.10. Прочие расходы			8,9100
Итого расходы по переделу			856,5223
6. Общезаводские расходы			317,0100
Итого затрат			2411,4775
7. Расходы на АКОС			28,0300
Производственная себестоимость			2439,5075

Время обработки стали на одном “печи-ковше” синхронизировано с выплавкой стали в одной ДСП.

Номинальное время определяется вычитанием из календарного простоев на холодных ремонтах

, (5.42)

где Тк -календарное время, сут;

Тх.р. - простои на холодных ремонтах, сут.

В таблице 5.47 приведен технический отчет работы ДСП №1 за 2002 г.

Таблица 5.47 - Технический отчет работы ДСП №1 за 2002 г

Капитальный ремонт, суток	4,2
Холодные простои, суток	10,5
Горячие простои, суток	112,7
Фактическое время работы, суток	237,6

ТН = 365 - 14,7 = 350,3 суток (8407,2 ч).

Фактическое время равно:

ТФ = 0,92 • ТН, (5.43)

где ТФ - номинальное время, сут.

ТФ = 0,92 • 350,3 = 322,3 сут (7734,6 ч)

С использованием усовершенствованной крышки «печь-ковша» расход раскислителя, т.е. алюминия снижается с 0,0019 до 0,0015 т/т. Расход ферротитана снижается с 0,0010 до 0,0008 т/т.

Расчет плановой калькуляции себестоимости, представленный в таблице 5.48 производился исходя из выше перечисленных мер по экономии алюминия и ферротитана.

Таблица 5.48 - Плановая калькуляция себестоимости стали 15ХСНДА

Статьи затрат	Цена, руб	Кол-во, т/т	Сумма, руб
1	2	3	4
1. Сырье и основные материалы, т
Чугун чушковый	2011,07	0,1000	201,1070
Лом	468,52	1,1740	550,0424
Ферросплавы:
Алюминий чушковый	19825,00	0,0015	29,7375
Ферротитан 20	7085,00	0,0008	5,6680
Ферросилиций 65	8189,00	0,0130	106,4570
Феррохром 025	13781,00	0,0060	82,6860
Ферромарганец	10709,00	0,0090	96,3810
Никель	129850,00	0,0020	259,7000
Феррониобий	224035,00	0,0001	22,4035
Итого ферросплавов		0,0330	604,4500
Итого сырья и основных материалов		1,2070	1161,005
2. Отходы ( - ), т
Обрезь технологическая	317,81	0,0209	6,6422
Скрап	265,81	0,0174	4,6250
Угар	0,00	0,1067	0
3. Брак ( - ), т	305,31	0,0520	15,8761
Итого отходов и брака		0,1970	27,1434
Задано за вычетом отходов и брака		1,0100	1133,8616
4. Добавочные материалы
Агломерат	279,84	0,0008	0,2238
Известь	450,42	0,0740	33,3310
Плавиковый шпат	2751,23	0,0038	10,4546
Окатыши	816,33	0,0236	19,2653
Коксовая мелочь	506,95	0,0075	3,8021
Магнезитовый порошок	1758,13	0,0150	26,3719
Силикокальций	6435,37	0,0002	1,2870
Итого c учетом добавочных		1,1349	1228,5973
5. Расходы по переделу
5.1. Топливо
Газ природный, тыс.м	290,70	0,0311	9,0407
Электроды, т	43956,36	0,0067	294,5076
5.2. Энергозатраты
Эл-энергия, кВт.ч	174,45	0,6598	115,1021
Пар, ГДж	10,29	0,1619	1,6656
Вода оборотная, тыс.м	272,09	0,0633	17,2232
Сжатый воздух, тыс.м	29,29	0,2607	7,6359
Аргон, м3	1674,32	0,0017	2,8463
Кислород, м3	226,56	0,0102	2,3109
Итого энергозатрат			450,3325
5.3. Фонд оплаты труда			44,9900
5.5. Содержание основных фондов			152,8400
5.4. Отчисления в общественные фонды			18,9300
5.6. Сменное оборудование			18,2800
5.7. Ремонтный фонд			115,7200
5.8. Амортизация			27,1000
5.9. Внутрезаводские передвижения			19,4200
5.10. Прочие расходы			8,9100
Итого расходы по переделу			856,5223
6. Общезаводские расходы			317,0100
Итого затрат			2188,2970
7. Расходы на АКОС			28,0300
Производственная себестоимость			2216,3270

5.5 Расчет прибыли от реализации продукции

Прибыль от реализации продукции рассчитывается по формуле /37/:

, (5.44)

где П - прибыль от реализации продукции, руб;

Ц - оптовая цена продукции, руб;

С - себестоимость продукции, руб;

Р - производительность, руб.

С учетом рентабельности равной 18,7 %:

Пбаз = (2896,32 - 2439,51) · 420360 = 192,02 млн руб/год.

При расчете плановой прибыли оптавая цена оставалась прежней.

Пплан = (2896,32 - 2216,33) · 420360 = 285,84 млн руб/год.

Рентабельность при этом составит 30,7 %.

Чистая прибыль:

ЧП=П·[1-(НП+ПН)], (5.45)

где ЧП - чистая прибыль,%;

НП - налог на прибыль, 24 %;

ПН - прочие налоги, составляющие примерно 15 %.

ЧПбаз = 192,02 · 0,39 = 74,88 млн руб/год.

ЧПплан = 285,84 · 0,39 = 111,48 млн руб/год.

5.6 Экономическая эффективность технологических решений

Таким образом экономия на одной тонне стали составит:

?Эуд = Сбаз - Сплан, (5.46)

где Сбаз - базовая себестоимость стали, руб/т

Сплан - плановая себестоимость, руб/т

?Эуд = 2439,5077 - 2216,3270 = 223,18 руб/т.

Фактический выпуск металла в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» составил

Рфакт = 420360 тонн металла в год. Годовая экономия составит:

?Э? = ?Эуд • Рфакт (5.47)

?Э? = 223,18 • 420360 = 93816239 руб / год.

При цене доллара США 29 рублей ?Э? = $ 3235042,7 в год.

Суммарная стоимость материала и работ по уплотнению крышки на установке составляет $ 200000. Учитывая что в цехе имеется две установки «ковш-печь», то необходимо закупить два комплекта оборудования:

Z = 200000 • 2 = $ 400000.

Коэффициент экономической эффективности определяется по формуле:

Е = ; (5.48)

Е = = 8,09;

Таким образом, не дисконтированный срок окупаемости составляет:

, (5.49)

года.

5.7 Расчет точки безубыточности

Расчет точки безубыточности производится по формуле:

·Рплан, (5.50)

где Р - точка безубыточности, т/год;

Спос - постоянные затраты в себестимости продукции, млн руб;

Ц - продажная цена единицы продукции, руб/т;

Спер - переменные затраты в себестоимости продукции, млн руб;

Из калькуляции себестоимости:

Спланпос = 803,65 руб/т

Спланпер = 2216,33 - 433,52 = 1412,68 руб/т.

Точка безубыточности для планового периода:

Р = т/год.

График безубыточности изображен на рисунке 5.34.

В таблице 5.49 приведены технико-экономические показатели.

Таблица 5.49 - Технико-экономические показатели

Показатели	Базовые значения	Проектные значения
Годовой объем производства, т/год	420360	420360
Численность трудящихся, чел	639	639
Производительность труда, т/(чел·год)	658	658
Удельная себестоимость, руб/т	2439,51	2216,33
Точка безубыточности, т/год		227698,31
Чистая прибыль, млн руб/год	74,88	111,48
Годовой экономический эффект, руб/т		21,6
Срок окупаемости, год		0,046
Рентабельность, %	18,7	30,7

Выводы

1. Конкурентоспособность металла на внутреннем и внешнем рынке металлопродукции во многом определяется эксплуатационными свойствами (предел текучести, предел прочности, относительное удлинение при рабочих температурах и давлениях, достаточная вязкость и стойкость к хрупкому разрушению, а также свариваемость в полевых условиях) трубных и конструкционных марок стали, которые, как показали результаты анализа металловедческих исследований зависят главным образом от уровня содержания вредных примесей ([0] 20 ppm, [N] 50 ppm, [P] 50 ppm, [S] 20 ppm).

2. Для получения в металле ультранизких содержаний вредных примесей менее 150 - 200 ррм, была разработана комплексная технология глубокого рафинирования металлического расплава во внепечных агрегатах, включая установку «ковш-печь».

3. Результаты физико-химического анализа рафинирующих свойств шлаков различного состава позволили определить их сорбционные характеристики по отношению к фосфору и сере, при регулируемом уровне окисленности системы. При этом степень одновременного рафинирования стали от азота и серы может достигать RР = 93 %, RS =91 % (при расходе смеси 10 кг/т).

4. Для осуществления данной технологии было предложено уплотнить свод УКП, производить вдувание порошкообразных синтетических шлаков и производить вакуумную обработку стали.