33,81

41,7

0,7

4,9

4,73

MnO

0,55

0,14

0,52

0,15

-

0,35

3,7

SiO2

0,92

7,67

1,52

6,73

1,75

8,37

14,4

Al2O3

1,85

0,31

0,9

1,38

0,8

2,21

2,5

CaO

0,43

0,6

1,93

4,89

53,3

0,45

48,17

MgO

5,52

0,56

0,54

1,49

0,85

0,24

8,67

S

0,31

0,12

0,04

0,36

-

1,42

0,03

FeS

-

-

-

-

-

0,73

-

SO3

-

-

-

-

0,3

0,41

-

P2O5

0,11

0,02

0,04

0,09

0,03

0,025

0,89

Cнелет.

1,71

0,18

-

33,31

-

78,635

-

CO2

-

-

-

-

42,27

-

-

Vлет.

-

-

-

-

-

2,26

-

В таблице 22 приведены параметры аглопроцесса для всех вариантов расчета.

Таблица 22 - Параметры аглопроцесса

Содержание FeO в агломерате, %	13,75
Основность агломерата [(СaO+MgO)/(SiO2+Al2O3)]	1,61
Степень графитизации углерода, %	25
Отношение CO2/CO в продуктах горения углерода, доли ед.	3,5
Коэффициент избытка воздуха, доли ед.	1,3
Влажность шихты, %	8
Температура отходящих газов, °С	120
Количество вредных прососов, % от объема отходящих газов	40
Теплота зажигания и дополнительного обогрева, кДж	35000
Теплота минералообразования, кДж	18500
Теплота сгорания газовой смеси, кДж/м3	8000
Тепловые потери, кДж	22000
Количество возврата, кг	30

Вариант 1: Без использования конвертерного шлака в аглошихте.

Железорудная часть: концентрат Ковдорский (37 %), концентрат Оленегорский (59 %), окалина (3,5 %), колошниковая пыль (0,5 %).

Флюсующая часть: известняк (100%).

Топливная часть: коксик (100%).

Результаты расчета аглошихты приведены в таблицах 23, 24 и 25.

Таблица 23 - Химический состав агломерата, масс. доля, %

FeO	Fe2O3	MnO	SiO2	Al2O3	CaO	MgO	S	FeS	SO3	P2O5
13,75	70,3421	0,2886	4,9668	0,9837	7,2582	2,3221	0,0103	0,0008	0,0187	0,0544

Массовая доля железа: 59,9375 %

Таблица 24 - Материальный баланс спекания шихты, кг/100 кг агломерата

Статья расхода	Статья прихода
1 Рудная смесь	92,1192	1 Агломерат	99,9955
2 Смесь флюсов	12,5531	2 Отходящие газы без учета вредных прососов	71,5155
3 Топливная смесь	2,2088
4 Добавки	0	3 Возврат	30
5 Гигр. влага шихты	8
6 Газовая смесь в горны	4,6988
7 Влажный воздух	52,0172
8 Возврат	30
Всего	201,5970	Всего	201,5110

Таблица 25 - Тепловой баланс спекания шихты (на 100 кг агломерата)

Приход тепла	кДж	%	Расход тепла	кДж	%
1 Теплота горения твердого топлива	73276,2	45,42	1 Теплота испаре- ния гигр. влаги	18068,8	11,20
2 Теплота горения серы и сульфидов	2100,4	1,30	2 Теплота разложе- ния гигр. влаги	0	0
3 Теплота зажигания и дополнит. обогрева	35000	21,70	3 Теплота разложе- ния карбонатов	21470,2	13,31
4 Теплота шихты	8212,9	5,09	4 Теплота разложе- ния оксидов	0	0
5 Теплота воздуха	1077,4	0,67	5 Теплота отходя- щих газов	15282,0	9,47
6 Теплота минерало- образования	18500	11,47	6 Теплота агломе- рата	84500	52,38
7 Теплота окисления	23154,2	14,35	7 Тепловые потери	22000	13,64
Всего	161321	100	Всего	161321	100

Вариант 2: С использованием конвертерного шлака в аглошихте.

Железорудная часть: концентрат Ковдорский (37 %), концентрат Оленегорский (59 %), окалина (3,5 %), колошниковая пыль (0,5 %).

Флюсующая часть: известняк (70 %), конвертерный шлак (30 %).

Топливная часть: коксик (100 %).

Результаты расчета аглошихты приведены в таблицах 26, 27 и 28.

Таблица 26 - Химический состав агломерата, масс. доля, %

FeO	Fe2O3	MnO	SiO2	Al2O3	CaO	MgO	S	FeS	SO3	P2O5
13,75	68,9792	0,4337	5,3692	1,0362	7,7152	2,5975	0,0099	0,0007	0,0148	0,0891

Массовая доля железа: 58,9834 %. Основность: 1,61.

Таблица 27 - Материальный баланс спекания шихты, кг/100 кг агломерата

Статья расхода	Статья прихода
1 Рудная смесь	89,6336	1 Агломерат	99,9954
2 Смесь флюсов	13,8407	2 Отходящие газы без учета вредных прососов	66,9219
3 Топливная смесь	1,9429
4 Добавки	0	3 Возврат	30
5 Гигр. влага шихты	8
6 Газовая смесь в горны	4,6988
7 Влажный воздух	48,8861
8 Возврат	30
Всего	197,0021	Всего	196,9173

Таблица 28 - Тепловой баланс спекания шихты (на 100 кг агломерата)

Приход тепла	кДж	%	Расход тепла	кДж	%
1 Теплота горения твердого топлива	66675	43,15	1 Теплота испаре- ния гигр. влаги	18068,8	11,69
2 Теплота горения серы и сульфидов	2017	1,31	2 Теплота разложе- ния гигр. влаги	0	0
3 Теплота зажигания и дополнит. обогрева	35000	22,65	3 Теплота разложе- ния карбонатов	15516,4	10,04
4 Теплота шихты	8125	5,26	4 Теплота разложе- ния оксидов	0	0
5 Теплота воздуха	998,6	0,65	5 Теплота отходя- щих газов	14430,6	9,34
6 Теплота минерало- образования	18500	11,97	6 Теплота агломе- рата	84500	54,69
7 Теплота окисления	23200	15,01	7 Тепловые потери	22000	14,24
Всего	154515,8	100	Всего	154515,8	100

Расход сырьевых материалов приведен в таблице 29.

Таблица 29 - Расход сырьевых материалов, кг/т агломерата

Материал	Вариант 1 (без шлака)	Вариант 2 (со шлаком)
Концентрат	884,344	860,483
Окалина	32,242	31,372
Колошниковая пыль	4,606	4,482
Известняк	125,531	96,885
Коксик	22,088	19,429
Конвертерный шлак	-	41,522

Из приведенных выше данных видно, что при использовании в агломерационном производстве конвертерного шлака уменьшается расход сырьевых материалов. Производство агломерата на ОАО “Северсталь” за 2002 год составило 7910,246 тыс. тонн /16/. В таблице 30 приведен годовой расход сырьевых материалов при производстве агломерата.

Таблица 30 - Годовой расход сырьевых материалов, тыс. тонн

Материал	Вариант 1 (без шлака)	Вариант 2 (со шлаком)	Экономия
			тыс. тонн	%
Концентрат	6995,3786	6806,6322	188,7464	2,7
Окалина	255,0422	248,1602	6,8820	2,7
Колошниковая пыль	36,4346	35,4537	0,9809	2,7
Известняк	992,9811	766,3842	226,5969	22,8
Коксик	174,7215	153,6882	21,0333	12
Конвертерный шлак	-	328,4492	-	-

Таким образом, при использовании в процессе агломерации конвертерного шлака экономия концентрата составляет 188, 746 тыс. т/год (2,7 %), экономия известняка составляет 226,597 тыс. т/год (22,8 %), а также осуществляется утилизация конвертерного шлака в количестве 328,449 тыс. т/год. Применение конвертерного шлака в аглопроцессе позволяет улучшить тепловой баланс спекания шихты за счет содержания в конвертерном шлаке оксида кальция, вследствие чего отсутствует необходимость дополнительных затрат тепла на разложение известняка и осуществляется экономия энергоресурсов. Из тепловых балансов спекания шихты определим экономию энергоресурсов за счет экономии тепла на разложение известняка. Результаты расчета сведены в таблице 31.

Таблица 31 - Экономия тепла на разложение известняка при производстве агломерата

Вариант	Тепло на разложение известняка, кДж/т агломерата	Экономия тепла на разложение известняка, кДж/т агломерата
1 Без шлака	214702	-
2 Со шлаком	155164	59538

Таким образом, при использовании конвертерного шлака в аглошихте имеет место экономия тепла на разложение известняка в количестве 59538 кДж/т агломерата (27,7 %).

4.2 Расчеты по использованию конвертерного шлака в доменном производстве

Рассмотрим варианты применения конвертерного шлака в доменном производстве. Расчеты произведем при помощи компьютерной программы “Domna”.

Для всех вариантов расчета примем следующие данные.

Состав доменной шихты

Агломерат, %: 65.

Окатыши, %: 30.

Руда, %: 5.

Содержания шихтовых элементов приведены в таблице 32.

Таблица 32 - Химический состав компонентов доменной шихты, масс. доля, %

Химический состав	Агломерат	Окатыши	Руда	Известняк	Конвертерный шлак
1	2	3	4	5	6
Fe2O3	65,499	92,445	73,59	0,7	4,73
FeO	13,75	0,19	1,91	-	16,91
CaO	9,259	2,31	0,52	53,3	48,125
MgO	3,161	0,29	0,27	0,85	8,67
SiO2	6,071	4,2	23,098	1,75	14,4
Al2O3	1,643	0,33	0,45	0,8	2,5
MnO	0,441	0,07	0,06	-	3,7
P2O5	0,161	0,032	0,034	0,03	0,89
SO3	0,015	0,098	0,033	0,3	0,075
TiO2	-	0,035	0,035	-	-
CO2	-	-	-	42,27	-

Химический состав компонентов, необходимых для расчета приведен в таблицах 33, 34, 35 и 36.

Таблица 33 - Химический состав золы кокса, масс. доля, %

Fe2O3	CaO	MgO	SiO2	Al2O3	P2O5
8,4	5,3	3,4	56,6	26,1	0,2

Таблица 34 - Технический анализ кокса, масс. доля, %

Углерод	Зола	Сера	Летучие	Влага
85,54	13,09	0,49	0,88	3,22

Таблица 35 - Химический состав чугуна, масс. доля, %

С	Si	Mn	P	S
4,6	0,52	0,33	0,05	0,014

Коэффициенты перехода элементов в чугун.

Fe: 0,999

Mn: 0,55

S: 0,05

S _{в газ}: 0,1

Ti: 0,1

Таблица 36 - Химический состав природного газа, % (объемн.)

СН4	С2Н6	С3Н8	С4Н10	С5Н12	N2	CO2	H2S
95,6	2,7	0,3	0,5	-	0,8	0,1	-

Расход природного газа: 130 м³/т чугуна.

В таблице 37 приведены параметры доменного процесса.

Таблица 37 - Параметры доменного процесса

Основность доменного шлака	1,05
Температура дутья, °С	1200
Содержание О2 в дутье, %	30
Влажность дутья, доли ед	0,01
Степень косвенного восстановления, доли ед.	0,75
Степень участия Н2 в восстановлении, доли ед.	0,42
Температура колошникового газа, °С	300
Теплосодержание чугуна, ккал/кг чугуна	320
Теплосодержание шлака, ккал/кг шлака	470
Тепловые потери, ккал/кг С кокса	380
Доля процессов непрямого восстановления, протекающих в третьей зоне, доли ед.	0,75

Вариант 1: Без применения конвертерного шлака в доменной шихте

(с использованием в качестве флюса известняка).

Результаты расчета доменного процесса приведены в таблицах 38, 39, 40, 41 и 42.

Таблица 38 - Материальный баланс доменной плавки

Поступило в печь	кг/100 кг чуг	Получено в печи	кг/100 кг чуг
Железорудная смесь	158,2039	Чугун	100
Флюс (известняк)	5,8078	Шлак	32,3661
Марганцевая руда	0	Газ	221,3451
Металлодобавка	0	Водяной пар	9,7277
Кокс	46,5693
Вдуваемая добавка	9,7477
Дутье для сжигания углерода кокса	112,7450
Дутье для сжигания добавки	29,0115
Расход	362,0851	Приход	363,4389

Таблица 39 - Состав чугуна (расчетный), масс. доля, %

С	Si	Fe	Mn	P	S	Ti
4,6	0,52	94,6	0,187	0,078	0,013	0,001

Таблица 40 - Тепловой баланс доменной плавки

Приход тепла	ккал/кг чуг	%	Расход тепла	ккал/кг чуг	%
1	2	3	4	5	6
Окисление С у фурм	657,382	24,65	Диссоциация окислов	1561,484	61,93

Продолжение таблицы 40

1	2	3	4	5	6
Окисление С прямое	167,126	6,27	Переход S в шлак	15,480	0,58
Окисление СО до СО2	1023,927	38,4	Разложение карбонатов	23,712	0,89
Тепло вдуваемой добавки	56,480	2,12	Разложение СО2 флюса, летучих	9,978	0,37
Окисление Н2	312,423	11,72	Разложение влаги дутья	35,060	1,31
Физическое тепло дутья	449,302	16,85	Выделение и испарение Н2О гидр.	0	0
			Испарение гигр. влаги	9,126	0,34
			Теплосодержание чугуна	320	12
			Теплосодержание шлака	152,121	5,70
			Теплосодержание колошн. газа	192,531	7,22
			Тепловые потери	151,374	5,68
Сумма 2666,64

Таблица 41 - Показатели восстановительной работы печи

Степень использования восстановительной способности газа, доли	0,42028
Степень прямого восстановления (по Павлову), доли	0,32456

Продолжение таблицы 41

Степень косвенного восстановления (заданная), доли	0,75
Степень косвенного восстановления (расчетная), доли	0,75839
Невязка по Ri, доли	0,00839

Таблица 42 - Показатели тепловой работы печи

КПД тепла, %	87,103
Коэффициент использования тепловой энергии углерода, %	58,347
Полный приход тепла на 1 кг углерода, ккал	6299,414
Используемое в доменной печи тепло, ккал	5487,005

Вариант 2: C применением конвертерного шлака в доменной шихте (с использованием в качестве флюса конвертерного шлака).

Результаты расчета доменного процесса приведены в таблицах 43, 44, 45, 46 и 47.

Таблица 43 - Материальный баланс доменной плавки

Поступило в печь	кг/100 кг чуг	Получено в печи	кг/100 кг чуг
1	2	3	4
Железорудная смесь	156,8462	Чугун	100
Флюс (конвертерный шлак)	4,9940	Шлак	31,3818
Марганцевая руда	0	Газ	174,4576
Металлодобавка	0	Водяной пар	9,5175
Кокс	36,3578
Вдуваемая добавка	9,7477
Дутье для сжигания углерода кокса	76,3948
Дутье для сжигания добавки	29,0115
Расход	313,3520	Приход	315,3568

Таблица 44 - Состав чугуна (расчетный), масс. доля, %

С	Si	Fe	Mn	P	S	Ti
4,6	0,52	94,506	0,264	0,095	0,010	0,001

Таблица 45 - Тепловой баланс доменной плавки

Приход тепла	ккал/кг чуг	%	Расход тепла	ккал/кг чуг	%
1	2	3	4	5	6
Окисление С у фурм	445,434	19,24	Диссоциация окислов	1648,706	71,23
Окисление С прямое	174,677	7,55	Переход S в шлак	12,231	0,53
Окисление СО до СО2	998,432	43,13	Разложение карбонатов	0	0
Тепло вдуваемой добавки	56,480	2,44	Разложение СО2 флюса, летучих	0,419	0,02
Окисление Н2	305,670	13,21	Разложение влаги дутья	26,069	1,13
Физическое тепло дутья	334,089	14,43	Выделение и испарение Н2О гидр.	0	0
			Испарение гигр. влаги	7,125	0,31
			Теплосодержание чугуна	320	13,82
			Теплосодержание шлака	147,494	6,37
			Теплосодержание колошн. газа	156,126	6,74
			Тепловые потери	118,182	5,11
Сумма 2314,78

Таблица 46 - Показатели восстановительной работы печи

Степень использования восстановительной способности газа, доли	0,49197
Степень прямого восстановления (по Павлову), доли	0,33917
Степень косвенного восстановления (заданная), доли	0,75
Степень косвенного восстановления (расчетная), доли	0,7624
Невязка по Ri, доли	0,0124

Таблица 47 - Показатели тепловой работы печи

КПД тепла, %	88,150
Коэффициент использования тепловой энергии углерода, %	66,334
Полный приход тепла на 1 кг углерода, ккал	6883,636
Используемое в доменной печи тепло, ккал	6067,908

Вариант 3: C применением конвертерного шлака в доменной шихте в смеси с известняком (доля известняка: 44 %, доля конвертерного шлака: 56 %). Результаты расчета доменного процесса приведены в таблицах 48, 49, 50, 51 и 52.

Таблица 48 - Материальный баланс доменной плавки

Поступило в печь	кг/100 кг чуг	Получено в печи	кг/100 кг чуг
Железорудная смесь	157,3669	Чугун	100
Флюс (известняк и конвертерный шлак)	5,4370	Шлак	31,9124
Марганцевая руда	0	Газ	195,5268
Металлодобавка	0	Водяной пар	9,6124
Кокс	40,9740
Вдуваемая добавка	9,7477
Дутье для сжигания углерода кокса	92,7771
Дутье для сжигания добавки	29,0115
Расход	335,3141	Приход	337,0516

Таблица 49 - Состав чугуна (расчетный), масс. доля, %

С	Si	Fe	Mn	P	S	Ti
4,6	0,52	94,542	0,234	0,089	0,012	0,001

Таблица 50 - Тепловой баланс доменной плавки

1	2	3	4	5	6
Окисление С у фурм	540,955	21,88	Диссоциация окислов	1649,797
Окисление С прямое	171,556	6,94	Переход S в шлак	13,687
Окисление СО до СО2	1008,666	40,8	Разложение карбонатов	9,767
Тепло вдуваемой добавки	56,480	2,28	Разложение СО2 флюса, летучих	4,361	0,18
Окисление Н2	308,718	12,49	Разложение влаги дутья	30,121	1,22
Физическое тепло дутья	386,013	15,61	Выделение и испарение Н2О гидр.	0	0
			Испарение гигр. влаги	8,030	0,32
			Теплосодержание чугуна	320	12,94
			Теплосодержание шлака	149,988	6,07
			Теплосодержание колошн. газа	172,493	6,98
			Тепловые потери	133,187	5,39
Сумма 2472,39

Таблица 51 - Показатели восстановительной работы печи

Степень использования восстановительной способности газа, доли	0,45612
Степень прямого восстановления (по Павлову), доли	0,33309
Степень косвенного восстановления (заданная), доли	0,75
Степень косвенного восстановления (расчетная), доли	0,76073
Невязка по Ri, доли	0,01073

Таблица 52 - Показатели тепловой работы печи

КПД тепла, %	87,636
Коэффициент использования тепловой энергии углерода, %	62,272
Полный приход тепла на 1 кг углерода, ккал	6582,126
Используемое в доменной печи тепло, ккал	5768,329

Расход сырьевых материалов, добавок и топлива приведен в таблице 53.

Таблица 53 - Расход материалов при выплавке чугуна в доменной печи, кг/т чуг

Расход материалов	Вариант 1 (без шлака)	Вариант 2 (со шлаком без известняка)	Вариант 3 (шлак и из- вестняк)	Экономия по сравнению с вариантом 1
				Вариант 2	Вариант 3
Известняк	58,078	-	23,923	58,078	34,155
Агломерат	1028,325	1019,500	1022,885	8,825	5,440
Окатыши	474,612	470,539	472,101	4,073	2,511
Руда	79,102	78,423	78,683	0,679	0,419
Кокс	465,693	363,578	409,740	102,115	55,953
Конвертер-ный шлак	-	49,940	30,447	-	-

Производительность чугуна за 2002 год на ОАО “Северсталь” составила 7714,2 тыс. тонн /16/. В таблице 54 приведен годовой расход сырьевых материалов, добавок и топлива при производстве чугуна.

Таблица 54 - Годовой расход сырьевых материалов, добавок и топлива, тыс. т/год

1	2	3	4	5	6
Агломерат	7932,70	7864,63	7890,74	68,07	41,96
Окатыши	3661,25	3629,83	3641,88	31,42	19,37
Руда	610,21	604,97	606,98	5,24	3,23
Кокс	3592,45	2804,71	3160,82	787,74	431,63
Конвертер-ный шлак	-	385,25	234,87	-	-
Всего (без шлака)	16244,64	14904,14	15484,97	1340,50	759,67

Из результатов расчета видно, что при применении конвертерного шлака в доменной шихте без использования известняка экономия агломерата составляет 68,07 тыс. т/год, окатышей 31,42 тыс. т/год, руды 5,24 тыс. т/год, кокса 787,74 тыс. т/год, известняка 448,03 тыс. т/год. Суммарная экономия этих материалов составляет 1340,50 тыс. т/год. При этом осуществляется утилизация конвертерного шлака в количестве 385,25 тыс. т/год. При применении конвертерного шлака в доменной шихте в смеси с известняком экономия агломерата составляет 41,96 тыс. т/год, окатышей 19,37 тыс. т/год, руды 3,23 тыс. т/год, кокса 431,63 тыс. т/год, известняка 263,48 тыс. т/год. Суммарная экономия этих материалов составляет 759,67 тыс. т/год. При этом осуществляется утилизация конвертерного шлака в количестве 234,87 тыс. т/год. В доменной печи идет разложение известняка по реакции

CaCO3 = CaO + CO2 - 42500 ккал (178500 кДж)

На образование 1 кг извести (CaO) необходимо затратить тепла 42500/56 = 760 ккал/кг CaO (3192 кДж/кг CaO) /20/.

Из тепловых балансов доменной плавки определим экономию энергоресурсов за счет экономии тепла на разложение известняка. Результаты расчета представлены в таблице 55.

Таблица 55 - Экономия тепла на разложение известняка при производстве чугуна

Вариант	Тепло на разложение известняка, кДж/т чугуна	Экономия тепла на разложение известняка, кДж/т чугуна
1 Без шлака	99590,4	-
2 Со шлаком без известняка	0	99590,4
3 Со шлаком в смеси с известняком	41021,4	58569

Из таблицы 55 видно, что при использовании конвертерного шлака в доменной шихте без известняка имеет место экономия тепла на разложение известняка в количестве 99590,4 кДж/т чугуна, а при его использовании в доменной шихте в смеси с известняком экономия тепла на разложение известняка составляет 58569 кДж/т чугуна.

4.3 Анализ накопления серы в замкнутом цикле “Чугун - конвертерный шлак”

Примем массовую долю серы в передельном чугуне, полученном без применения конвертерного шлака равной 0,014 %. Следовательно, в пересчете на 1 тонну чугуна кг S/т чуг.

Примем, что в доменный шлак переходит 85 % серы, в газовую фазу переходит 10 %, а остальные 5 % переходят в чугун. Следовательно, в доменную печь с шихтой вносится кг S/т чуг.

Рассмотрим поведение серы в конвертерном процессе.

На 1 тонну чугуна приходится 0,14 кг S.

Примем долю чугуна равной 80 %, долю лома равной 20 %.

С чугуном в конвертер приходит кг S.

Массовая доля серы в ломе категории ЧШ-1 составляет не более 0,015 %.

Тогда в одной тонне лома содержится кг S.

С ломом в конвертер приходит кг S.

Таким образом, в конвертер с чугуном и ломом поступает 0,112 + 0,03 = 0,142 кг S.

Примем, что 25 % S переходит в шлак, а остальные 75 % S переходят в сталь. Следовательно, содержание серы в конвертерном шлаке будет составлять

кг.

Содержание серы в стали кг.

Количество образующегося при конвертерном процессе шлака составляет

15 % от массы металла. Выход жидкой стали примем равным 0,9. Тогда масса конвертерного шлака составит кг/т стали

В конвертерном шлаке массовая доля серы составляет % S.

В металле массовая доля серы составляет % S.

Произведем анализ поведения серы при цикличном использовании конвертерного шлака в цепи “Чугун - конвертерный шлак”.

1) Расход конвертерного шлака составляет 50 кг/т чугуна.

Массовая доля серы в чугуне при получении его с использованием конвертерного шлака %,

где 50 - расход конвертерного шлака, кг/т чугуна;

0,02630 - массовая доля серы в конвертерном шлаке, %;

1000 - масса чугуна, кг;

0,014 - массовая доля серы в чугуне, полученном без использования

конвертерного шлака, %.

Массовая доля серы в металле, полученном в кислородном конвертере

%,

где 0,75 - доля серы, переходящей в металл;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,01532 - массовая доля серы в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,015 - массовая доля серы в ломе, %;

900 - масса металла, полученного в конвертере, кг.

Массовая доля серы в конвертерном шлаке

%,

где 0,25 - доля серы, переходящей в конвертерный шлак;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,01532 - массовая доля серы в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,015 - массовая доля серы в ломе, %;

135 - масса шлака, образующегося при конвертерном процессе, кг.

Аналогично производится расчет при использовании конвертерного шлака в количестве 50 кг/т чугуна в последующих циклах “Чугун - конвертерный шлак”.

2) Расход конвертерного шлака составляет 100 кг/т чугуна.

Массовая доля серы в чугуне при получении его с использованием конвертерного шлака

%,

где 100 - расход конвертерного шлака, кг/т чугуна;

0,02630 - массовая доля серы в конвертерном шлаке, %;

1000 - масса чугуна, кг;

0,014 - массовая доля серы в чугуне, полученном без использования конвертерного шлака, %.

Массовая доля серы в металле, полученном в кислородном конвертере

%,

где 0,75 - доля серы, переходящей в металл;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,01663 - массовая доля серы в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,015 - массовая доля серы в ломе, %;

900 - масса металла, полученного в конвертере, кг.

Массовая доля серы в конвертерном шлаке

%,

где 0,25 - доля серы, переходящей в конвертерный шлак;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,01663 - массовая доля серы в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,015 - массовая доля серы в ломе, %;

135 - масса шлака, образующегося при конвертерном процессе, кг.

Аналогично производится расчет при использовании конвертерного шлака в количестве 100 кг/т чугуна в последующих циклах “Чугун - конвертерный шлак”.

Результаты расчета представлены в таблице 56.

Таблица 56 - Массовая доля серы в чугуне, полупродукте и конвертерном шлаке, %

Количество циклов	Массовая доля
	50 кг шлака/т чугуна	100 кг шлака/т чугуна
	[S]чуг	[S]п..п	(S) конв. шл	[S]чуг	[S]п..п	(S) конв.шл
Без шлака	0,014	0,01183	0,02630	0,014	0,01183	0,02630
1	0,01532	0,01271	0,02825	0,01663	0,01359	0,03019
2	0,01541	0,01277	0,02839	0,01702	0,01385	0,03077
3	0,01542	0,01278	0,02840	0,01708	0,01388	0,03086
4	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087
5	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087
6	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087
7	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087
8	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087
9	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087
10	0,01542	0,01278	0,02840	0,01709	0,01389	0,03087

Графики изменения содержания серы в чугуне, полупродукте и конвертерном шлаке приведены на рисунках Б.1, Б.2, Б.3.

Из графиков видно, что при использовании конвертерного шлака в доменном производстве происходит накопление серы в цикле “Чугун - конвертерный шлак”, но после некоторого количества циклов использования конвертерного шлака содержание серы в чугуне, полупродукте и конвертерном шлаке достигает определенного уровня и далее меняется незначительно.

Анализируя результаты расчетов, можно сделать вывод о целесообразности применения конвертерного шлака в аглодоменном производстве.

4.4 Анализ накопления фосфора в замкнутом цикле “Чугун - конвертерный шлак”

Примем массовую долю фосфора в передельном чугуне, полученном без применения конвертерного шлака равной 0,05 %. Следовательно, в пересчете на 1 тонну чугуна кг Р.

Примем, что в чугун переходит весь фосфор из шихтовых материалов. Следовательно, в доменную печь с шихтой вносится 0,5 кг Р/т чуг.

Рассмотрим поведение фосфора в конвертерном процессе.

На 1 тонну чугуна приходится 0,5 кг Р.

Примем долю чугуна равной 80 %, долю лома равной 20 %.

С чугуном в конвертер приходит кг Р.

Массовую долю фосфора в ломе примем равной 0,025 %.

Тогда в одной тонне лома содержится кг Р.

С ломом в конвертер приходит кг Р.

Таким образом, в конвертер с чугуном и ломом поступает 0,4 + 0,05 =

= 0,45 кг Р.

Примем, что 90 % фосфора переходит в шлак, а остальные 10 % фосфора переходят в сталь.

Следовательно, содержание фосфора в конвертерном шлаке будет составлять

кг.

Содержание фосфора в стали кг.

Количество образующегося при конвертерном процессе шлака составляет

15 % от массы металла. Тогда масса конвертерного шлака составит

кг/т стали,

где 0,9 - выход жидкой стали, доли ед.

В конвертерном шлаке массовая доля фосфора составляет % Р.

В пересчете на P₂O₅ это составляет

% (P₂O₅),

где 0,437 - коэффициент пересчета Р на P₂O₅ .

В металле массовая доля фосфора составляет % Р.

Произведем анализ поведения фосфора при цикличном использовании конвертерного шлака в цепи “Чугун - конвертерный шлак”.

1) Расход конвертерного шлака составляет 50 кг/т чугуна.

Массовая доля фосфора в чугуне при получении его с использованием конвертерного шлака

%,

где 50 - расход конвертерного шлака, кг/т чугуна;

0,30 - массовая доля фосфора в конвертерном шлаке, %;

1000 - масса чугуна, кг;

0,05 - массовая доля фосфора в чугуне, полученном без использования конвертерного шлака, %.

Массовая доля фосфора в металле, полученном в кислородном конвертере

%,

где 0,1 - доля фосфора, переходящего в металл;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,065 - массовая доля фосфора в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,025 - массовая доля фосфора в ломе, %;

900 - масса металла, полученного в конвертере, кг.

Массовая доля фосфора в конвертерном шлаке

%,

где 0,9 - доля фосфора, переходящего в конвертерный шлак;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,065 - массовая доля фосфора в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,025 - массовая доля фосфора в ломе, %;

135 - масса шлака, образующегося при конвертерном процессе, кг.

Аналогично производится расчет при использовании конвертерного шлака в количестве 50 кг/т чугуна в последующих циклах “Чугун - конвертерный шлак”.

1) Расход конвертерного шлака составляет 100 кг/т чугуна.

Массовая доля фосфора в чугуне при получении его с использованием конвертерного шлака

%,

где 100 - расход конвертерного шлака, кг/т чугуна;

0,30 - массовая доля фосфора в конвертерном шлаке, %;

1000 - масса чугуна, кг;

0,05 - массовая доля фосфора в чугуне, полученном без использования конвертерного шлака, %.

Массовая доля фосфора в металле, полученном в кислородном конвертере

%,

где 0,1 - доля фосфора, переходящего в металл;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,080 - массовая доля фосфора в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,025 - массовая доля фосфора в ломе, %;

900 - масса металла, полученного в конвертере, кг.

Массовая доля фосфора в конвертерном шлаке

%,

где 0,9 - доля фосфора, переходящего в конвертерный шлак;

800 - масса чугуна, используемого в конвертере, кг;

200 - масса лома, используемого в конвертере, кг;

0,080 - массовая доля фосфора в чугуне при получении его с

использованием конвертерного шлака, %;

0,025 - массовая доля фосфора в ломе, %;

135 - масса шлака, образующегося при конвертерном процессе, кг.

Аналогично производится расчет при использовании конвертерного шлака в количестве 100 кг/т чугуна в последующих циклах “Чугун - конвертерный шлак”. Результаты расчета представлены в таблице 57.

Таблица 57 - Массовая доля фосфора в чугуне, конвертерном металле и конвертерном шлаке, %

Количество циклов	Массовая доля
	50 кг шлака/т чугуна	100 кг шлака/т чугуна
	[Р]чуг	[Р]п.п	(Р) конв. шл	[Р]чуг	[Р]п.п	(Р) конв.шл
1	2	3	4	5	6	7
Без шлака	0,05	0,005	0,30	0,05	0,005	0,30
1	0,065	0,00633	0,36667	0,080	0,00767	0,44667
2	0,06833	0,00663	0,39776	0,09467	0,00897	0,53824
3	0,06989	0,00677	0,40608	0,10382	0,00978	0,58704
4	0,07030	0,00680	0,40827	0,10870	0,01022	0,61307
5	0,07041	0,00681	0,40885	0,11131	0,01045	0,62699
6	0,07044	0,00682	0,40901	0,11270	0,01057	0,63440
7	0,07045	0,00682	0,40907	0,11344	0,01064	0,63835
8	0,07045	0,00682	0,40907	0,11383	0,01067	0,64043
9	0,07045	0,00682	0,40907	0,11404	0,01069	0,64155
10	0,07045	0,00682	0,40907	0,11415	0,01070	0,64213

Графики изменения содержания фосфора в чугуне, полупродукте и конвертерном шлаке представлены на рисунках В.1, В.2, В.3.

Из графиков видно, что при использовании конвертерного шлака в доменном производстве происходит увеличение содержания фосфора в цикле “Чугун - конвертерный шлак”, но через определенное количество циклов содержание фосфора в чугуне, полупродукте и конвертерном шлаке достигает определенного уровня и далее меняется незначительно. Некоторое количество фосфора с каждым циклом уходит с конвертерной сталью и конвертерным шлаком, который не применяется для производства чугуна.

Если существует необходимость понижать содержание фосфора в чугуне, то осуществить это понижение возможно за счет увеличения использования отвального шлака, в котором содержание фосфора ниже, чем в шлаке текущего периода. Уменьшить содержание фосфора в цикле “Чугун - конвертерный шлак” возможно проведением предварительной дефосфорации чугуна.

Из анализа полученных выше данных можно сделать вывод о целесообразности применения конвертерного шлака в аглодоменном производстве.

5. Безопасность жизнедеятельности

При проведении технологического процесса в кислородно-конвертерном цехе наблюдается наличие опасных и вредных факторов. Для того, чтобы обеспечить безопасные условия труда, необходимо провести анализ опасных и вредных производственных факторов, а так же необходима разработка защитных устройств.

5.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха

Кислородно-конвертерный цех ОАО “Северсталь” расположен на расстоянии 3 км от жилого массива с подветренной стороны. Размер санитарно-защитной зоны соответствует нормативу, который должен составлять 1 км, так как производство относится к 1 классу. Господствующее направление ветров направлено от жилого массива. Конвертерное отделение находится с подветренной стороны по отношению к участкам, которые не являются источниками вредных выбросов в окружающую среду, а также по отношению к административно-бытовым зданиям.

Конвертерное производство включает в себя загрузочный пролет, участок выплавки стали, пролет ремонта сталеразливочных ковшей (между этими двумя пролетами располагается отделение внепечной обработки) и участок разливки стали.

По ширине участок выплавки стали разделен на три продольных участка: участок конвертеров, участок газоотводящего тракта, участок сыпучих материалов. Ширина участка выплавки конвертерного производства составляет 30 м, высота 55 м, длина 150 м.

Расстояние от пульта управления до кислородных конвертеров составляет 25 м, что обеспечивает безопасную работу обслуживающего персонала. Площадь участка выплавки составляет 4500 м², общий объем равен 49500 м³. Количество рабочих, находящихся в цехе одновременно, составляет примерно 150 человек. Таким образом, на одного рабочего приходится около 30 м² площади и около 330 м³ объема здания, что удовлетворяет требованиям санитарных норм (согласно СНиП - 89-90 /21/, на одного рабочего должно приходиться не менее 15 м³ и не менее 4,2 м²).

5.2 Отопление и вентиляция

Выполняемые работы по энергетическим затратам относятся к категории 2а, так как они связаны с постоянными передвижениями, выполняются стоя или сидя и не требуют перемещения тяжестей. К этой категории относят работы с энергетическими затратами 151 - 200 ккал/час.

Исходя из категории выполняемых в цехе работ в соответствии с требованиями санитарных норм и ГОСТ 12.1.005-76 /22/, в таблице 58 приведены параметры воздушной среды для рабочей зоны.

Необходимость отопления производственных помещений обосновывается расчетом в них теплового баланса.

Выделение теплоты в горячих цехах следует учитывать от конвертеров, расплавленного и нагретого металла, одновременно находящегося в цехе.

Значения параметров воздушной среды приведены в таблице 58.

Таблица 58 - Значения параметров воздушной среды в рабочей зоне и производственных помещениях конвертерного отделения в зависимости от периода года

Категория работ по степени тяжести	Допустимая температура воздуха, °С	Относительная влажность, допустимая на постоянных рабочих местах, %	Оптимальная скорость движения воздуха, м/с
Теплый период года
2а	18 - 27	65 при 26 °С	не более 0,3
Холодный период года
2а	17 - 23	75	не более 0,2

Расчет тепловыделений в единицу времени производится по формуле

Q_общ = Q₁ + Q₂, (26)

где Q₁ - тепловыделения от открытых поверхностей конвертеров, Вт;

Q₂ - тепловыделения от расплавленного и нагретого металла, Вт;

Q_общ - общее тепловыделение, Вт.

Тепловыделения в цехе от открытых поверхностей конвертеров:

Q₁ = (Q_к + Q_из) · n , (27)

где Q_к - теплоотдача с поверхности конвекцией, Вт;

Q_из - теплоотдача с поверхности излучением, Вт;

n - количество конвертеров.

Теплоотдача с поверхности конвекцией рассчитывается по формуле

Q_к = , (28)

где б_к - коэффициент теплоотдачи, Вт/(м²·с);

Т_и - температура поверхности источника тепловыделений, °С;

Т_В - температура окружающего воздуха, °С;

F - площадь источника тепловыделения, м².

Коэффициент теплоотдачи рассчитывается по формуле

б_к = 2,5· (29)

б_к = 2,5· = 7,13 Вт/(м²·с).

Теплоотдача с поверхности излучением рассчитывается по формуле

Q_из = е_пр ·с_о· , (30)

где е_пр - приведенная степень черноты;

с_о - коэффициент излучения абсолютно черного тела, равный

5,67 Вт/(м²·К⁴).

Q_из = 0,75 ·5,675· = 474816 Вт.

Определим тепловыделения в цехе от открытых поверхностей конвертеров по формуле (27)

Q₁ = (474816 + 25184) · 2 = 1000 кВт.

Количество теплоты Q₂, выделяемой от нагретого и расплавленного металла в процессе его транспортировки, обработки и др. определяется как сумма тепловых выделений:

а) при нагреве жидкого металла

Q_нагр. = М · c_ж · (Т_рас - Т _кр), (31)

где М - производительность цеха, кг/с;

c_ж - теплоемкость жидкого металла, Дж/(кг · °С);

Т_рас - температура расплава, °С;

Т_кр- температура кристаллизации, °С.

Q_нагр. = 215,6 · 750 · (1650 - 1500) = 79910 Вт

б) при кристаллизации металла

Q_кр = М · q, (32)

Q_кр = 215,6 · 260 = 19120 Вт.

в) теплота, выделяющаяся в процессе охлаждения (обработки) определяется по формуле

Q_охл. = М · c_тв · (Т_кр - Т _охл), (33)

где c_тв - теплоемкость твердого металла, Дж/(кг · °С);

Т_охл - температура металла после разливки, °С.

Q_охл = 215,6 · 480 · (1500 - 950) = 970 Вт.

Количество теплоты Q₂ определим как сумму тепловыделений в процессе нагрева металла, кристаллизации и охлаждении

Q₂ = 79910 + 19120 + 970 = 100 кВт.

Наряду с поступлением теплоты в цех происходят потери теплоты через наружные ограждения цеха, определение которых производится по формуле

Q_р = 70 · F_бс, (34)

где F_б.с - площадь боковых стен в пределах рабочей зоны, м².

Площадь боковых стен рассчитывается следующим образом

F_бс = 30 · 55 = 1650 м². Тогда, согласно формуле (34) Q_р = 70 · 1650 = 115,5 кВт. Определим разность между общей величиной тепловыделений и величиной теплопотерь Q_изб = (500 · 2 + 100) - 115,5 = 984,5 кВт

Эта разность характеризует величину избыточной теплоты Q_изб, воздействующую на изменение температуры воздуха в производственном помещении.

Таким образом, в связи с наличием в цехе избыточной теплоты, системы отопления в цехе не предусматриваются.

В цехе предусматривается естественная и искусственная вентиляция для удаления избыточной теплоты. Естественная вентиляция или аэрация выполняется в виде приточных и вытяжных аэрационных проемов, аэрационных фонарей. Аэрация предусматривается на участках, где нет вредных выделений. В противном случае предусматривается механическая вентиляция (приточная или вытяжная) /23/.

Произведем расчет аэрации производственного помещения.

Исходные данные для расчета:

- длина помещения А = 150 м;

- ширина помещения В = 30 м;

- количество тепловыделяющего оборудования: n = 2;

- размеры тепловыделяющего оборудования: диаметр d = 10 м,

высота с = 12 м;

- тепловыделения от каждого из источников Q_i = 500 кВт;

- теплопоступления от других источников Q_д = 100 кВт;

- тепловые потери через ограждающие конструкции Q_п = 90 кВт;

- температура наружного воздуха t_н = 21 °С;

- параметры приточных проемов: отметка центра проемов h₁ = 1,5 м,

тип L₁ = 2, угол открытия створок б₁ = 60 °С;

- параметры вытяжных проемов: отметка центра проема h₂ = 40 м,

тип L₂ = 3, угол открытия створок б₂ = 60 °С;

- разность температур воздуха рабочей зоны и приточного воздуха ?t_р.з. = 3°С.

1) Определим температуру воздуха рабочей зоны по формуле

t_р.з. = t_н + ?t_р.з. (35)

t_р.з. = 21 + 3 = 24 °С.

2) Определим конвективные тепловыделения от каждого из источников по формуле

Q_к = 0,5 · Q_i (36)

Q_к = 0,5 · 500 = 250 кВт.

Рассчитаем расстояние от полюса тепловой струи до середины вытяжных проемов z_р по формуле

z_р = z_b + z_n, (37)

где z_b - расстояние от верха источника теплоты до отметки h₂, м;

z_n - расстояние от полюса струи до верха источника теплоты, м.

Расстояние от полюса струи до верха источника теплоты определим как произведение диаметра источника теплоты d на коэффициент полюсного расстояния К_пр, который в свою очередь определяется следующим образом

К_пр = , (38)

где f_i - проекция верхних граней каждого источника, м²;

F_пола - площадь помещения, м².

К_пр =

Тогда расстояние от полюса струи до верха источника теплоты определяется по формуле

z_n = d · К_пр (39)

z_n = 10 · 4,3 = 42,8 м.

Расстояние z_b = 40 - 12 = 28 м.

По формуле (37) рассчитаем значение величины z_р = 28 + 42,8 = 70,8 м.

Определим избыточную температуру воздуха на высоте z_р в струе конвективной теплоты от каждого из источников ?t_с по формуле

?t_с = (40)

?t_с = = 0,023 °С

Рассчитаем избыточную температуру уходящего воздуха по формуле

?t_ух. = ?t_р.з. + ?t_с (41)

?t_ух. = 3 + 0,023 = 3,23 °С.

Определим температуру уходящего воздуха t_ух по формуле

t_ух. = t_н + ?t_ух. (42)

t_ух. = 21 + 3,023 = 24,023 °С_.

3) Определим среднюю температуру воздуха по высоте помещения t_в следующим образом

t_в = 0,5 · (t_р.з + t_ух) (43)

t_в = 0,5 · (24 + 24,023) = 24,0115 °С

Соответствующие температурам t_n, t_в, t_ух. Плотности воздуха будут равны с_n = 1,2007 г/м³; с_в = 1,1885 г/м³; с_ух = 1,18846 г/м³.

4) Определим перепад давлений между приточными и вытяжными проемами по формуле

?р = g · (с_n - с_в) · (h₂ - h₁), (44)

где g = 9,81 м/с² - ускорение свободного падения.

?р = 9,81 · (1,2007 - 1,1885) · (40 - 1,5) = 4,6078 Па.

5) Определим массовый расход воздуха, который необходим для ассимиляции избыточной теплоты по формуле

G_n = , (45)

где Q_изб - избыточная теплота, кВт;

С_р - теплоемкость воздуха, Дж/(моль · К).

G_n = = 409,22 кг.

6) По зависимости коэффициентов приточных м_п и вытяжных м_в проемов от угла раскрытия створок б₁ и б₂ определим значения м_п = 0,56 и м_в = 0,495.

7) Найдем перепад давлений от полюса струи до верха источника теплоты (?p_п) и перепад давлений от верха источника теплоты до отметки h₂ (?p_в) по формуле

?p_п = 0,3 ?p_п (46)

?p_п = 0,3 4,6078 = 1,38234 Па.

?p_в = 0,7 ?p (47)

?p_в = 0,7 4,6078 = 3,22546 Па.

8) Определим площади приточных F_n и вытяжных F_в проемов по формулам

F_n = (48)

F_n = м²

F_в = (49)

F_в = м²

Вытяжные проемы расположены в верхней части цеха. Количество вытяжных проемов примем равным 8, а размер одного проема 75 м.

Приточные проемы расположены вдоль цеха. Количество приточных проемов примем равным 10, а размер одного проема 201 м.

9) При устойчивой работе вытяжки отношение должно быть в пределах от 1,2 до 1,3. В данном случае = 1,52. Уменьшим угол раскрытия приточных створок б₁ до 48 °С, тогда коэффициент приточных проемов м_п станет равным 0,46 и отношение станет равным 1,25. При таком соотношении будет обеспечена устойчивость работы аэрации.

5.3 Освещение

В кислородно-конвертерном цехе ОАО “Северсталь” применяется искусственное и естественное освещение, что способствует обеспечению нормальных условий труда.

В зависимости от разряда зрительных работ нормы освещенности в цехе приведены в таблице 59 /23/.

Таблица 59 - Нормы освещенности в цехе

Характе-ристика зритель ной работы	Пролет	Разряд зрительной работы	Освещение
			Естественное, КЕО, %	Искусственое, лк
			Верхнее	Боковое	Комбинированное	Общее
Работа со светящимися материалами	Конвертер- ный	7	3	1	-	200
	Разливочный	7	3	1	-	200

Искусственное освещение необходимо для проведения работ в темное время суток и в местах с недостаточным освещением. Для создания в цехе необходимого уровня освещенности рабочей зоны применяются светильники типа ДРЛ (дуговые ртутные лампы). Уровень освещенности должен быть равен 200 лк. Рассчитаем необходимое количество светильников типа ДРЛ-1000 методом коэффициента использования светового потока по формуле

, (50)

где Е_н - уровень освещенности, лк;

S - площадь освещаемого помещения, м²;

k_з - коэффициент запаса;

z - коэффициент минимальной освещенности;

Ф_л - световой поток лампы, лк;

n - количество ламп в одном светильнике, шт;

- коэффициент использования светового потока.

шт.

5.4 Анализ потенциально опасных и вредных производственных факторов при выполнении основных операций

5.4.1 Анализ потенциально опасных и вредных факторов производственной среды

В соответствии с классификацией ГОСТ 12.0.003-74 /24/ проведен анализ потенциально опасных и вредных факторов производственной среды. Результаты анализа приведены в таблице 60.

Таблица 60 - Потенциально опасные и вредные факторы производственной среды

Выполняемая операция	Агрегат, оборудование	Опасные и вредные факторы (ГОСТ 12.0.003-74)	Нормируемое значение
1	2	3	4
Подготовка шихты к плавке	Грохота, конвертеры	Движущиеся машины и механизмы. Повышенная запылённость и загазованность воздуха рабочей зоны (CO - 30 мг/м3 , пыль - 14 мг/м3, CaO - 86 %, Fe3O4 - 14 % ). Повышенный уровень шума по шкале А на рабочей площадке (115 дБ)	6 мг/м3 80 дБ
Заливка чугуна	Заливоч-ный кран, чугуновоз-ный ковш	Незащищённые элементы производственного оборудования. Повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны (CO - 30 мг/м3, пыль - 14 мг/м3, CaO - 86 %, Fe3O4 - 14 % ). Опасный уровень напряжения в электричес- кой сети, замыкание которой может пройти через тело человека (f=50Гц, U=380/220В).	20 мг/м3 6 мг/м3
Выплавка стали	Кислород- ный кон- вертер	Повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны (CO - 30 мг/м3, пыль - 14 мг/м3, CaO - 86 %, Fe3O4 - 14 % ). Повышенная интенсивность теплового излучения. Повышенная температура воздуха рабочей зоны (35 °C). Повышенная температура поверхности оборудования и материалов (50 - 60 °C). Повышенный уровень шума на рабочем месте (100 дБА)	20 мг/м3 6 мг/м3 0,035 кВт 23 °C 45 °C 80 дБА
Выпуск по- лупродукта и шлака	Сталераз- ливочный ковш, шлаковоз	Движущиеся машины и механизмы. Повышенная температура поверхности оборудования и материалов (50-60 °C). Повышенная температура воздуха рабочей зоны (35 °C). Повышенная запылённость и загазованность воздуха рабочей зоны (CO - 30 мг/м3, пыль - 14 мг/м3, CaO - 86 %, Fe3O4 - 14 % ).	45 °C 23 °C 20 мг/м3 6 мг/м3
Разливка стали	УНРС	Движущиеся машины и механизмы. Повышенная температура поверхности оборудования и материалов (50-60 °C).	45 °C 23 °C

Таким образом, при анализе выявлены следующие опасные и вредные факторы производственной среды: движущиеся машины и механизмы, повышенный уровень шума на рабочем месте, повышенная температура воздуха рабочей зоны, повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны, повышенная температура оборудования и материалов, незащищенные элементы производствен-ного оборудования, опасный уровень напряжения в электрической сети, повышенная интенсивность теплового излучения.

5.4.2 Инженерная разработка мер защиты от опасных и вредных факторов производственной среды

Для защиты от незащищенных подвижных элементов производственного оборудования и передвигающихся материалов предусматривается защитное ограждение. Защитное ограждение изготовлено из стальных прутков диаметром 10 мм и высотой 2 м. При проведении в цехе работ применяется звуковая сигнализация.

Для защиты от опасного уровня напряжения в электрической цепи, замыкание которой может привести к тому, что ток пройдет через тело человека, предусматривается защитное заземление. Заземляющее устройство состоит из заземлителя и проводников, которые соединяют заземляемое оборудование с заземлителем. Применяем контурное заземляющее устройство, заземлители которого расположены по контуру вокруг заземляемого оборудования. Заземлитель изготовлен из металлических стержней длиной 3 м. В электроустановках с напряжением U>1 кВ в сети с глухозаземленной нейтралью сопротивление заземляющего устройства R_з не должно превышать 0,5 Ом.

При возникновении в электроустановке опасности поражения электрическим током предусматривается защитное автоматическое отключение электроустановки.

Для защиты от повышенной запыленности и загазованности воздуха рабочей зоны предусматривается местная вытяжная вентиляция (вытяжной зонт). Вытяжные зонты применяются для улавливания потоков выделяющихся вредных веществ, плотность которых меньше плотности окружающего воздуха. Материалом, из которого изготовлен вытяжной зонт служит стальной лист толщиной 2 мм, шириной 3,4 м, длиной 5,5 м.

Эффективными мерами защиты от вредных веществ являются автоматизация и дистанционное управление вредными технологическими процессами.

При невозможности устранить воздействие вредных веществ на организм работающего техническими средствами защиты применяют индивидуальные: спецодежду (комбинезоны, халаты, фартуки); противогазы и респираторы. Важное значение эти средства защиты приобретают при ликвидации аварий, сильных пыле- и газовыделениях.

Для контроля содержания вредных веществ в воздухе применяют лабораторные и экспрессные методы. По отобранным в цехе пробам проводится их анализ в лабораторных условиях. Современные газоанализаторы с цифровой индикацией позволяют быстро определить степень загрязнения воздушной среды.

Для защиты от повышенного уровня шума на рабочем месте предусматривается звукоизолирующие экраны и кабины, которые применяют, когда источники шума невозможно изолировать ввиду их размеров или необходимости постоянного контроля их работы. Внутренние поверхности кабин облицовывают звукопоглощающими материалами.

В качестве индивидуальных средств защиты применяются беруши и наушники.

Для защиты от повышенной температуры поверхности оборудования применяется теплозащитный отражающий экран, изготовленный из полированного алюминиевого листа.

Также применяются пульты управления (или кабины). Объем кабины оператора не должен превышать 3 м³; стены, пол и потолок оборудованы теплозащитными ограждениями /23/.

Произведем расчет теплозащитного отражающего экрана.

Исходные данные:

- температура экранируемой поверхности Т₁ = 363 К;

- температура воздуха рабочей зоны Т₂ = 297 К;

- кладка печи закрыта стальными листами (е₁ = 0,8);

- материал экрана - полированный алюминиевый лист (е₁ = 0,2).

Расчет

1) Приведенную степень черноты А определяем по формуле

А = (51)

А = = 0,19

2) Определим температуру теплозащитного отражающего экрана Т_о по формуле

Т_о = (52)

Т_о = = 310,63 К (37,5 °C)

Данная температура теплозащитного экрана (37,5 °C) удовлетворяет требованиям санитарных норм СНиП 245-71, согласно которым температура оборудования на рабочих местах не должна превышать 45 °C.

5.5 Разработка мер пожарной безопасности

Основные технические решения по проектированию и оборудованию помещений и зданий взрывопожароопасных производств принимаются на основании категорирования их по взрывопожарной и пожарной опасности на стадии проектирования в соответствии с нормами пожарной безопасности (НПБ 105 - 95).

Категория производства: пожароопасное, тип Г.

Источники взрывов и пожаров в конвертерном цехе:

- система жидкий металл - вода (контакт жидкого металла с влагой в процессе его выпуска в недостаточно прогретый ковш, попадание в конвертер влажной шихты).

- смесь горючих газов с окислителем (кислородом, воздухом и др.).

Комплекс противопожарных мероприятий включает предотвращение образования горючей среды, предотвращение образования источников зажигания, ограничение распространения огня при возникновении пожара, обеспечение условий для быстрой локализации пожара, создание условий для успешной эвакуации людей из горящего здания.

С целью предупреждения пожаров и ограничения распространения огня предусматривается требуемая огнестойкость зданий.

В качестве строительных материалов и конструкций применяются несгораемые и трудносгораемые изделия. Здания и сооружения выполнены из несгораемых материалов, степень огнестойкости - первая. Эвакуационные пути обеспечивают эвакуацию всех людей в течение необходимого времени. Допустимое расстояние от наиболее удаленного места до ближайшего эвакуационного выхода для данной категории производства и степени огнестойкости здания не ограничивается. Продолжительность тушения пожара не должна превышать трех часов.

Предусмотрено тушение пожара пеновоздушной смесью. Для ее получения в конвертерном цехе предусмотрена насосная станция.

Расчетный расход воды на тушение пожара должен быть обеспечен при наибольшем расходе воды на другие нужды. Расчетный расход воды на наружное пожаротушение на 1 пожар для здания объемом 49500 м³ составляет 10 л/с.

Для обнаружения пожаров помещения оборудуются датчиками, реагирующими на повышение температуры. Сигнал от датчиков поступает в помещение дежурного персонала и в помещение насосной станции для автоматического включения насосов. Включение системы автоматического пожаротушения может быть произведено вручную.

В конвертерном производстве источником возникновения взрыва является система жидкий металл - вода, возникающая в результате взаимодействия жидкого металла с водой в процессе его выпуска в “сырой” ковш. Контакт металла с водой также возможен в результате аварийного выхода расплава из конвертера или при попадании в конвертер влажной шихты, а также при прогорании кислородной фурмы. Во взрывном процессе участвует тепловая энергия металла, использованная на испарение и нагрев пара. При попадании воды под горячий металл в замкнутом объеме происходит значительное повышение парового давления. В случае активных металлов происходит химическое взаимодействие металла с водой, образующегося при этом водорода и диспергированного на первой стадии взрыва. Во взрывном процессе участвует два вида энергии: химическая и физическая /23/.