Утилизация конвертерного газа в кислородно-конвертерном производстве стали

G=4,299+0,259+0,457-0,121-0,0393+0,135=4,990 кг/100 кг шихты (в)

G= (51)

G= (52)

G==5,974 кг (а)

G==5,676 кг (б)

G==4,819 кг (в)

G==2,347 кг (а)

G==1,274 кг (б)

G==1,082 кг (в)

G=, (53)

где {СО₂} - масс. доля CO₂ в извести, %.

G=6,708=0,604 кг (а)

G=6,130=0,552 кг (б)

G=5,768=0,519 кг (в)

G=, (54)

где {Н₂О} - масс. доля H₂O в извести, %.

G=6,708=0,067 кг (а)

G=6,130=0,061 кг (б)

G=5,768=0,058 кг (в)

G, (55)

где {N} - масс. доля N₂ в кислородном дутье, %.

G кг (а)

G кг (б)

G кг (в)

G=G, (56)

где к - коэффициент использования кислорода.

G=6,847(1-0,95)=0,341 кг (а)

G=5,742(1-0,95)=0,286 кг (б)

G=4,99(1-0,95)=0,248 кг (в)

G=, (57)

где {CO} - масс. доля СО в конвертерном газе, %.

G==0,991 кг

G=, (58)

где {N₂} - масс. доля N₂ в конвертерном газе, %.

G==0,021 кг

G=, (59)

где {Н₂} - масс. доля Н₂ в конвертерном газе, %.

G==0,0014 кг

G=, (60)

где {Н₂О} - масс. доля Н₂О в конвертерном газе, %.

G==0,015 кг

G=5,974+2,347+0,604+0,067+0,034+0,341+0,991+0,021+0,0014+0,015= =11,76 кг/100 кг шихты (а)

G=5,676+1,274+0,552+0,061+0,029+0,286+0,991+0,021+0,0014+0,015= =10,17 кг/100 кг шихты (б)

G=4,819+1,082+0,519+0,058+0,025+0,248+0,991+0,021+0,0014+0,015= =9,14 кг/100 кг шихты (в)

Объем отходящих газов определяли по формуле

V_i=G_i, (61)

где G_i - масса i-того компонента отходящего газа;

М_i - его молекулярный вес.

V=5,974=4,779 м³ (а)

V=5,676=4,541 м³ (б)

V=4,819=3,855 м³ (в)

V=2,347=1,195 м³ (а)

V=1,274=0,648 м³ (б)

V=1,082=0,551 м³ (в)

V=0,604=0,307 м³ (а)

V=0,552=0,281 м³ (б)

V=0,519=0,264 м³ (в)

V=0,067=0,083 м³ (а)

V=0,061=0,076 м³ (б)

V=0,058=0,072 м³ (в)

V=0,034=0,027 м³ (а)

V=0,029=0,023 м³ (б)

V=0,025=0,020 м³ (в)

V=0,341=0,239 м³ (а)

V=0,286=0,200 м³ (б)

V=0,248=0,174 м³ (в)

V=0,991=0,793 м³ (а,б,в)

V=0,021=0,017 м³ (а,б,в)

V=0,0014=0,016 м³ (а,б,в)

V=0,015=0,019 м³ (а,б,в)

По результатам расчета определяют средний состав отходящих газов

i=100 (62)

СО==74,55 масс. доли % (а)

СО==80,66 масс. доли % (б)

СО==80,40 масс. доли % (в)

СО₂==20,09 масс. доли % (а)

СО₂==14,04 масс. доли % (б)

СО₂==14,10 масс. доли % (в)

Н₂==0,21 масс. доли % (а)

Н₂==0,24 масс. доли % (б)

Н₂==0,28 масс. доли % (в)

Н₂О==1,36 масс. доли % (а)

Н₂О==1,44 масс. доли % (б)

Н₂О==1,57 масс. доли % (в)

N₂==0,59 масс. доли % (а)

N₂==0,60 масс. доли % (б)

N₂==0,64 масс. доли % (в)

О₂==3,20 масс. доли % (а)

О₂==3,02 масс. доли % (б)

О₂==3,01 масс. доли % (в)

Состав отходящих газов приведен в таблице 12.

Таблица 12 - Состав отходящих газов

Материальный баланс конвертерной плавки приведен в таблице 13,14,15.

Таблица 13 - Материальный баланс конвертерной плавки (а)

Таблица 14 - Материальный баланс конвертерной плавки (б)

Таблица 15 - Материальный баланс конвертерной плавки (в)

3.2 Расчет теплового баланса конвертерной плавки стали 08пс

Приходная часть теплового баланса включает физическое тепло чугуна, химическое тепло экзотермических реакций окисления примесей, тепло шлакообразования. Расходная часть баланса включает тепло стали и шлака, тепло отходящих газов и теплопотери, связанные с прогревом футеровки конвертера и теплопередачей в атмосферу.

Приход:

а) физическое тепло чугуна;

б) тепло экзотермических реакций;

в) тепло шлакообразования;

г) тепло миксерного шлака;

д) тепло технологического газа;

е) тепло нагретого лома.

Расход:

а) теплосодержание стали;

б) теплосодержание шлака;

в) расход тепла на проведение эндотермических реакций;

г) тепло, теряемое с отходящими газами;

д) теплопотери в окружающую среду.

Расчет проводили на 100 кг металлошихты.

3.2.1 Приход тепла

а) физическое тепло чугуна

Q_чуг=G_чуг [с_т t+ с +с_ж (t- t)] 10^-3 , (63)

где С, С - теплоемкость твердого и жидкого чугуна (соответственно 0,746 и 0,838; );

с_ч - теплота плавления чугуна, равная 218 кДж/кг;

t, t - температуры плавления чугуна и фактическая температура

чугуна перед заливкой в конвертер, ^оС;

G_ч - масса чугуна, кг;

10^-3 - пересчет кДж в МДж.

Q_чуг = 75[0,746?1160+218+0,838(1390-1160)]10^-3 =95,71 МДж (а)

Q_чуг = 65[0,746?1160+218+0,838(1390-1160)]10^-3 =82,95 МДж (б)

Q_чуг = 55[0,746?1160+218+0,838(1390-1160)]10^-3 =70,18 МДж (в)

б) химическое тепло окисления примесей и железа

Окисление углерода

Q_c=, (64)

где q_со и q - тепло, выделяющееся при окислении углерода до СО и СО₂

(соответственно 10,47 и 34,09 МДж/кг);

з - доля углерода, окислившегося до СО₂;

Д[C] - количество окислившегося углерода за вычетом углерода,

окислившегося при взаимодействии с СО₂, масс. доли %;

G_м.ш. - масса металлошихты, кг.

Q_c=[10,47(1-2)3,2002+34,09·0,2·3,2002]=48,62 МДж (а)

Q_c=[10,47(1-0,125)2,7802+34,09·0,125·2,7802]=37,32 МДж (б)

Q_c=[10,47(1-0,125)2,3602+34,09·0,125·2,3602]=31,68 МДж (в)

Окисление кремния

Q_Si=q_SiДSi, (65)

где q_Si - теплота окисления кремния, 31,1 МДж/кг.

Q_Si=31,1·0,6825=21,23 МДж (а)

Q_Si=31,1·0,6115=19,02 МДж (б)

Q_Si=31,1·0,5405=16,81 МДж (в)

Окисление марганца

Q_Mn=q_MnДMn, (66)

где q_Mn - теплота окисления марганца, 7,36 MДж/кг.

Q_Mn=7,36·0,272=2,00 МДж (а)

Q_Mn=7,36·0,279=2,05 МДж (б)

Q_Mn=7,36·0,288=2,12 МДж (в)

Окисление фосфора

Q_p=q_PДP, (67)

где q_Р - теплота окисления фосфора, 25 МДж/кг.

Q_p=25·0,0528=1,32 МДж (а)

Q_p=25·0,0486=1,22 МДж (б)

Q_p=25·0,0444=1,11 МДж (в)

Окисление железа

Q_Fe=[q_Fe(1-з)+qз](Fe)_общ, (68)

где q_FeO, q - тепло, выделяющееся при окислении железа до FeO и Fe₂O₃ (соответственно 4,82 и 7,37 МДж/кг);

з - доля железа, окислившегося до Fe₂O₃.

Q_Fe=[4,82(1-0,2)+7,37·0,2]·11,67·=6,47 МДж (а)

Q_Fe=[4,82(1-0,2)+7,37·0,2]·11,67·=6,04 МДж (б)

Q_Fe=[4,82(1-0,2)+7,37·0,2]·11,67·=5,81 МДж (в)

Таким образом, приход тепла за счет окисления железа и примесей, содержащихся в металлошихте составляет

Q_{прим.и.Fe}=79,64 МДж (а)

Q_{прим.и.Fe}=65,65 МДж (б)

Q_{прим.и.Fe}=57,53 МДж (в)

в) тепло шлакообразования

Для реакции 2(CaO)+(SiO₂)=2CaO·SiO₂

Q_2CS=q_2CS·(SiO₂), (69)

где q_2CS - тепло образования 2СаО·SiO₂, 2,04 МДж/кг;

(SiO₂) - масс. доля SiO₂ в шлаке, %.

Q_2CS=2,04·19,03=4,04 МДж (а)

Q_2CS=2,04·18,73=3,71 МДж (б)

Q_2CS=2,04·18,59=3,54 МДж (в)

Для реакции 4(CaO)+(P₂O₅)=4CaO·P₂O₅

Q_4СР = q_4СР·(P₂O₅), (70)

где q_4CP - теплота образования 4 СаО·Р₂О₅, 4,7 МДж/кг;

(Р₂О₅) - масс. доля Р₂О₅ в шлаке, %.

Q_4CP=4,7·1,18=0,58 МДж (а)

Q_4CP=4,7·1,17=0,53 МДж (б)

Q_4CP=4,7·1,17=0,49 МДж (в)

г) тепло миксерного шлака

Q_{микс. шл} = [(C_м.ш t_м.ш+с_м.ш )G_м.ш]10^-3, (71)

где С_м.ш. - теплоемкость миксерного шлака, 1,20;

t_м.ш. - температура, ^оС;

G_м.ш. - количество миксерного шлака, кг;

с_м.ш. - теплота плавления миксерного шлака, 208 кДж/кг·град.

Q_{микс.шл}=[0,42·(1,2·1390+208)]·10^-3=0,79 МДж (а)

Q_{микс.шл}=[0,36·(1,2·1390+208)]·10^-3=0,67 МДж (а)

Q_{микс.шл}=[0,31·(1,2·1390+208)]·10^-3=0,58 МДж (а)

д) тепло технологического газа

(72)

=(0,991*1,467+0,371*2,367+0,015*1,84+0,0014*1,534+0,021*1,45)*547= =1308,51 кДж или 1,31 МДж (б)

=3,59 МДж (в)

е) тепло нагретого лома

Q (73)

Q35·0,7·870=21,32 МДж (б)

Q45·0,7·1200=37,80 МДж (в)

3.2.2 Расход тепла

а) теплосодержание стали

Q_ст=G_ст·[C·t+с_ст+C·(t- t]·10^-3, (74)

где С, С - теплоемкость твердой и жидкой стали (соответственно 0,7 и 0,838 );

t, t - температура плавления стали и температура стали на выпуске из конвертера, ^оС;

с_ст - теплота плавления стали, 242 кДж/кг;

G_cт - масса стали, кг;

10^-3 - коэффициент для пересчета из кДж в МДж.

Q_cт =[0,7·1530+242+0,838·(1665-1530)]·92,44·10^-3=131,83 МДж (а)

Q_cт =[0,7·1530+242+0,838·(1665-1530)]·93,00·10^-3=132,63 МДж (б)

Q_cт =[0,7·1530+242+0,838·(1665-1530)]·93,27·10^-3=133,02 МДж (в)

б) теплосодержание шлака

Q_шл ={(C_шt_ш+с_ш)G_ш+[C t+с_cт+С(t-t)]G_кор}·10^-3, (75)

где С_ш - теплоемкость шлака, 1,25;

t_ш - температура шлака, равная t, ^oC;

с_ш - теплота плавления шлака, 209,5 кДж/кг;

G_шл, G_кор - масса шлака и масса корольков в шлаке, кг.

Q_шл={(1,25·1665+209,5)·10,40+[0,7·1530+242+0,838·(1665-1530)]·0,624}?

?10^-3=24,71 МДж (а)

Q_шл={(1,25·1665+209,5)·9,72+[0,7·1530+242+0,838·(1665-1530)]·0,583}?

?10^-3=23,10 МДж (б)

Q_шл={(1,25·1665+209,5)·9,34+[0,7·1530+242+0,838·(1665-1530)]·0,560}?

?10^-3=22,19 МДж (в)

в) тепло, теряемое с отходящими газами

Q_отх.г = Q^СО + Q + Q + Q + , (76)

Qⁱ=G_iC_i·t, (77)

где G_i, C_i - соответственно количество (кг) и теплоемкость () каждого из составляющих отходящих газов: С^СО=1,467; С=2,367; С=1,84; С=1,45; =0,732;=1,534;

t - температура отходящих газов, принимаемая как среднее между

температурой чугуна и температурой стали на выпуске из конвертера t=.

Q_CO = 5,572·1,467·1527·10^-3=12,48 МДж (а)

Q_CO = 5,334·1,467·1527·10^-3=11,95 МДж (б)

Q_CO = 4,648·1,467·1527·10^-3=10,41 МДж (в)

Q=1,502·2,367·1527·10^-3=5,43 MДж (а)

Q=0,929·2,367·1527·10^-3=3,36 MДж (б)

Q=0,815·2,367·1527·10^-3=2,95 MДж (в)

Q=0,016·0,732·1527·10^-3=0,02 МДж (а,б,в)

Q=0,102·1,84·1527·10^-3=0,29 МДж (а)

Q=0,095·1,84·1527·10^-3=0,27 МДж (б)

Q=0,091·1,84·1527·10^-3=0,25 МДж (в)

Q=0,044·1,45·1527·10^-3=0,10 МДж (а)

Q=0,040·1,45·1527·10^-3=0,09МДж (б)

Q=0,037·1,45·1527·10^-3=0,08 МДж (в)

Q=0,239·1,534·1527·10^-3=0,56 МДж (а)

Q=0,200·1,534·1527·10^-3=0,47 МДж (б)

Q=0,174·1,534·1527·10^-3=0,41 МДж (в)

Таким образом, суммарное количество тепла, теряемого системой с отходящими газами, составляет

Q_отх.г=18,88 МДж (а)

Q_отх.г=16,16 МДж (б)

Q_отх.г=13,97 МДж (в)

По результатам расчета составлены тепловые балансы конвертерной плавки, таблицы 16,17,18

Таблица 16 - Тепловой баланс конвертерной плавки (а)

Таблица 17 - Тепловой баланс конвертерной плавки (б)

Таблица 18 - Тепловой баланс конвертерной плавки (в)

Результаты расчетов

1. Полученный в результате расчета состав стали соответствует марочному составу стали по ГОСТ.

2. Содержания углерода в полупродукте по всем исследованным вариантам технологии идентичны, однако следует иметь в виду, что при продувке ванны технологическим газом дополнительно образуется большая площадь поверхности (пузыри, всплывающие в расплаве и состоящие главным образом из СО и СО2), что способствует интенсификации окисления углерода и достижению более низких его концентраций без дополнительного окисления железа.

3. Использование конвертерного газа для продувки металла позволяет снизить расход технического кислорода на плавку за счет окисления углерода диоксидом углерода, уменьшить расход извести, нагреть лом до заданной температуры и снизить количество чугуна.

4. Количество отходящих газов, образующихся при работе по варианту (б,в) уменьшается. Однако если судить по химическому составу, теплотворная способность отходящих газов, полученных по разным вариантам, отличается незначительно, а при использовании системы отвода газов без дожигания следует ожидать ее повышения за счет уменьшения содержания азота.

5. Материальный баланс конвертерной операции сходится. В тепловом балансе для всех вариантов технологии производства стали наблюдался некоторый недостаток тепла, который был ликвидирован за счет увеличения степени дожигания СО до СО₂ (вариант (а)), а также за счет подачи нагретого технологического газа и нагрева лома в самом конвертере. По результатам расчета, обосновано проведение мероприятий, связанных с увеличением физического тепла применяемых газов и нагрева металлического лома.

6. Важным для реализации поставленной задачи является аспект охраны труда и техники безопасности. Конвертерный газ, подаваемый через днище конвертера, имеет в своем составе высокую концентрацию вредного токсичного газа СО. Это требует особого внимания к организации подачи технологического газа в межпродувочный период, в особенности, при проведении операций отбора проб и измерения температуры металла в конвертере. Для предотвращения поступления СО в помещение цеха необходимо производить переключение донной продувки с конвертерного газа на другой газ (азот или аргон).

По результатам выполненных расчетов проведено сравнение технологических и технико-экономических показателей конвертерной плавки по всем вариантам технологии. Результаты представлены в таблице 19.

Таблица 19 - Сравнение технологических и технико-экономических показателей плавки

Как следует из таблицы 19 при увеличении расхода лома до 35 % и 45 % длительность плави увеличивается на 4 и 7 мин соответственно. Происходит это за счет увеличения длительности завалки лома и нагрева лома в самом конвертере.

Уменьшение длительности продувки связано с уменьшением удельного расхода кислорода: почти на 16 % в случае увеличения доли лома в шихте конвертеров до 35 % и почти на 27 %, когда доля лома в шихте конвертеров увеличивается до 45 %. При этом удельная интенсивность подачи кислорода сохраняется на одинаковом уровне - около 4 м³/т·мин.

Увеличение продолжительности плавки при работе конвертеров с долей лома в шихте 35 и 45 % приводит к снижению производительности соответственно на 9,4 и 11,4 % в сравнении с обычным процессом.

Некоторое увеличение выхода жидкой стали связано с уменьшением окисленных примесей. Доля чугуна снижается с 75 % по обычной технологии до 65 и 55 % по новым технологиям.

Таким образом, происходит снижение энергоемкости на 3,2 и 4,8 %, материалоемкости на 2,1 и 3,1 %, себестоимости стали на 2,1 и 3,0 % соответственно по технологиям с долей лома 35 и 45 %.

4. Безопасность жизнедеятельности

При проведении технологического процесса в кислородно-конвертерном цехе на всех стадиях обработки полупродукта наблюдается наличие опасных и вредных факторов. Для обеспечения безопасных условий труда необходим анализ опасных и вредных производственных факторов и разработка защитных устройств.

4.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха

Кислородно-конвертерный цех №1 ОАО «НЛМК» расположен на расстоянии 1 км от жилого массива с подветренной стороны. Данное производство относится к 1 классу, размер санитарно-защитной зоны для данного класса составляет по нормативу 1 км, согласно СанПиН 2.2.1/2.1.1.567-96 /28/. Господствующее направление ветров направлено от жилого массива.

Кислородно-конвертерный цех расположен с подветренной стороны по отношению к участкам, не являющимся источниками вредных выбросов в окружающую среду, а также по отношению к административно-бытовым зданиям.

В состав конвертерного отделения входят следующие основные производственные участки: подготовки производства и выплавки стали, внепечной обработки стали, подготовки ковшей, непрерывной разливки стали и МНЛЗ, отделки слябов.

По ширине цех ККЦ-1 разделен на три продольных участка: участок конвертеров, участок газоотводящего тракта, участок сыпучих материалов. Ширина конвертерного пролета составляет 30 м, высота - 55 м, длина - 100 м.

Здание ККЦ-1 оснащено П-образными светоаэрационными фонарями, оборудованными панелями.

Планировка цеха исключает заграждение свободных зон и проходов. Поверхность пола производственного помещения горизонтальная и нескользкая.

Площадь цеха составляет 47975 м², общий объем цеха равен 1410603 м³. Количество рабочих в цехе, находящихся одновременно, составляет 150 человек. Таким образом на одного человека приходится около 30 м² площади и 876 м ³ объема здания, что удовлетворяет требованиям санитарных норм СНиП 89-90 - 4,5 м² и 15 м³ соответственно.

4.2 Отопление и вентиляция

Исходя из категорий выполняемых в цехе работ в соответствии с требованиями санитарных норм в таблице 20 приведены параметры воздушной среды для рабочей зоны. Согласно ГОСТ 12.1.005-88 /29/ выполняемые работы относятся к категории 2b (средней тяжести физические работы с энергозатратами от 201 до 250 ккал/ч, связанные с передвижениями и переносом небольших (до 10 кг) тяжестей).

Таблица 20 - Значения параметров воздушной среды в рабочей зоне производственных помещений конвертерного отделения

Для обеспечения необходимых климатических параметров в цехе используются системы вентиляции и отопления в холодный период, которое необходимо обосновать расчетом теплового баланса.

Проведем расчет теплового баланса.

При расчете теплового баланса учитываются выделения теплоты в конвертерном отделении от конвертеров, расплавленного и нагретого металла. Расчет тепловых выделений в единицу времени производится по формуле

Q_общ=Q₁+Q₂, (78)

где Q₁ - тепловыделение от открытых поверхностей печей, Вт;

Q₂ - тепловыделение от расплавленного и нагретого металла, Вт.

Тепловыделение от открытых поверхностей конвертеров рассчитываются по формуле

Q₁=n(Q_к + Q_изл), (79)

где n - количество конвертеров;

Q_к - теплоотдача с поверхности конвекцией, Вт;

Q_изл - теплоотдача с поверхности излучением, Вт.

Теплоотдача с поверхности конвекцией определяется по формуле

Q_к =б_к (T_и - T_в) F, (80)

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

T_и - температура источника тепловыделения, ⁰С;

T_в - температура окружающего воздуха, ⁰С;

F - площадь тепловыделяющей поверхности, м².

Коэффициент теплоотдачи рассчитывается по формуле

б_к=2,5(T_и - T_в)^1/4 (81)б_к=2,5(90 - 24)^1/4=7,13 Вт//(м² с)

Q_к =7,13(90-24)534,1=251337 Вт

Теплоотдача с поверхности излучением рассчитывается по формуле

(82)

где e_пр - приведенная степень черноты;

с₀ - коэффициент излучения абсолютно черного тела, равный 5,67 Вт/(м²К⁴);

T_и - температура источника тепловыделения, ⁰С;

T_в - температура окружающего воздуха, ⁰С;

F - площадь тепловыделяющей поверхности, м².

Q_изл = Вт

Q₁ = 2(251337+217830)=938334 Вт

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

а) при нагреве жидкого металла

Q_наг = mc_ж (T_ме - T_кр), (83)

где m - производительность цеха, кг/с;

c_ж - теплоемкость жидкого металла, Дж/(кг/ ⁰С).

Q_наг = 111,1838 (1650 - 1500)=301500 Дж.

б) при кристаллизации

Q_кр = mg, (84)

где g - теплота кристаллизации, Дж/(кг/ ⁰С).

Q_кр = 111,1242000=26886200 Дж

в) в процессе охлаждения

Q_охл = mc_тв (T_кр - T_охл), (85)

где c_тв - теплоемкость твердого металла, Дж/(кг/ ⁰С);

T_охл - температура металла после разливки, ⁰С.

Q_охл = 111,1700 (1500 - 850)=50550500 Дж

Q₂= 46551+9145+843=56539 Вт

Наряду с поступлением в цех теплоты одновременно происходит ее потеря через наружные ограждения цеха, определение которой происходит по формуле

Qр =70Fбс, (86)

В ККЦ-1 ОАО «НЛМК» применяется как искусственное, так и естественное освещение, что способствует созданию нормальных условий труда /30/.

Нормы освещенности в цехе в зависимости от разряда зрительных работ приведены в таблице 21.

Таблица 21 - Нормы освещенности в цехе

Естественное освещение осуществляется через световые проемы в стенах. Искусственное освещение необходимо для проведения работ в темное время суток и в местах без достаточного освещения. Для создания необходимого уровня освещенности в цехе применяются светильники типа ДРЛ (дуговые ртутные лампы). Уровень освещенности должен быть равен 200 лк. Необходимое количество светильников рассчитывается по формуле

, (102)

где E_н - уровень освещенности, лк;

S - площадь освещаемого помещения, м²;

k - коэффициент запаса;

z - коэффициент минимальной освещенности;

Ф_л - световой поток одной лампы, лк;

n - количество ламп в светильнике, шт;

з - коэффициент использования осветительной установки.

шт

Итак, чтобы обеспечить необходимый уровень освещенности рабочей зоны, в цехе нужно установить 43 светильника типа ДРЛ-700.

4.4 Санитарно-бытовые помещения

Для удовлетворения санитарно-бытовых нужд работающих в цехе предусмотрены специальные помещения. Состав санитарно-бытовых помещений определяется на основании санитарной характеристики производственных процессов в цехе и в соответствии с требованиями СНиП 11-92-76 /31/.

Санитарно-бытовые помещения во избежание воздействия вредных факторов, расположены в пристройке к зданию цеха. Величина площадей санитарно-бытового и административного назначения приведена в таблице 22.

Здание столовой, здравпункт и кабинет техники безопасности расположены вне цеха.

Таблица 22 - Площади помещений санитарно-бытового и административного назначения

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

В соответствии с классификацией ГОСТ 12.0.003-74 /32/ проведен анализ потенциально опасных и вредных производственных факторов, результаты приведены в таблице 23. При анализе были выявлены следующие опасные и вредные производственные факторы: движущиеся машины и механизмы, повышенный уровень шума на рабочем месте, повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны, повышенная температура воздуха рабочей зоны, повышенная температура оборудования и материалов.

Таблица 23 - Потенциально опасные и вредные производственные факторы.

4.6 Технические меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов

Технические меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов приведены в таблице 24.

Таблица 24 - Технические меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов

Приведем расчет теплозащитного экрана.

Исходные данные:

- температура экранируемой поверхности Т₁=1200 К;

- температура воздуха Т₂=297 К;

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

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

Определим приведенную степень черноты А по формуле

(103)

Искомую температуру экрана Т₀ определяем по формуле

(104)

К или 37,7 ⁰С

Полученная температура экрана 37,7 ⁰С удовлетворяет требованиям санитарных норм СНиП 245-71, согласно которым температура оборудования на рабочих местах не должна превышать 45 ⁰С.

4.7 Предотвращение взрыва и пожара в конвертерном цехе

К источникам взрывов и пожаров в цехе относятся следующие операции: взаимодействие расплавленного металла с влагой при выпуске стали в недостаточно погретый, «сырой ковш»; смесь горючих газов с кислородом, воздухом или другими окислителями; попадание влажной шихты в конвертер.

В комплекс противопожарных мероприятий входят: предупреждение возникновения пожара, ограничение распространения огня при возникновении пожара, создание условий для успешной эвакуации людей из горящего здания и обеспечение условий для быстрой локализации и тушения пожаров.

С целью предупреждения пожаров и локализации огня предусматривается требуемая огнестойкость зданий. В качестве строительных материалов и конструкций применяются несгораемые или трудно сгораемые изделия. Степень огнестойкости зданий и сооружений - первая. Эвакуационные пути обеспечивают эвакуацию всех людей в течение необходимого времени. Допустимое расстояние от наиболее удаленного места до эвакуационного выхода не ограничивается для данной категории производства и степени огнестойкости здания. Продолжительность тушения пожарам должна превышать трех часов.

Тушение возникающих пожаров предусматривается пеновоздушной смесью, для получения которой в цехе предусмотрена насосная станция.

Для обнаружения пожаров помещения оборудуется 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 и вручную.

В соответствии со стандартом взрывоопасной средой являются смеси веществ (газов, паров, пылей) с воздухом и другими окислителями (кислородом, озоном, хлором и др.), способные к взрывчатому превращению, а также индивидуальные вещества, склонные к взрывному разложению (ацетилен, озон и др.). Источниками инициирования взрыва являются горящие и накаленные тела, электрические разряды, тепловые появления химических реакций и механических воздействий, искры от удара и трения, ударные волны.

Системы предотвращения образования взрывоопасной среды в воздухе помещений должны предупреждать превышение концентраций горючих материалов. Это достигается контролем состава среды, применением герметического оборудования, применением рабочей и аварийной вентиляции, отводом взрывоопасной сферы. Для исключения подсоса воздуха в оборудование помимо герметизации создают повышенное давление в самом оборудовании. Широко распространено использование флегматизирующих газов для создания взрывобезопасных и защитных сред. Предотвращение образования источник воспламенения обеспечивается регламентацией огневых работ, ограничением нагрева оборудования и мощности излучения, применением материалов не создающих при ударе искр, средств защиты от атмосферного и статистического электричества, быстродействующих средств защитного отключения возможных источников инициирования взрыва, устранением опасных тепловых появлений химических реакций. Применяют покрытие оборудования материалами с малым сопротивлением, токопроводящие краски и смазки, которые повышают эффективность заземления оборудования, тем самым, уменьшая риск возникновения пожара и взрыва.

Наиболее распространенным методом взрывозащиты оборудования в металлургическом производстве являются взрыворазрядительные системы в корпусе оборудования, закрываемые разрешающимися мембранами.

Активное подавление взрывов достигается использованием специальных быстродействующих систем, включающих датчики, регистрирующие возникновение взрывного процесса, средства транспортирования флегматизирующих материалов к месту взрыва и эти материалы (газообразные, твердые или жидкие). Подают флегматизатор обычно посредством пневматического или взрывного импульса. Для активного подавления горения или взрыва могут быть использованы вещества, подавляющие цепные реакции (способствующие выводу из зоны реакции радикалов или связывание их в менее подвижные соединения). Это, например, галоидоорганические соединения: хлорид или бромид метила, трихлорметан, дибромтетрафторэтан и другие, подавляющие горние при невысоких концентрациях /33/.

На основе вышеизложенного можно сделать вывод, что при анализе опасных и вредных производственных факторов разработаны защитные устройства. В результате обеспечены безопасные условия труда при поведении технологического процесса в кислородно-конвертерном цехе на всех стадиях обработки полупродукта. Для этого поставлено защитное ограждение, снижены запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны, поставлена защита от повышенной температуры поверхности оборудования, понижен уровень шума на рабочем месте, предусмотрено защитное заземление от поражения электрическим током.

5. Экономическая часть

Целью дипломной работы является исследование использования части образующегося конвертерного газа в качестве топлива для нагрева металлического лома непосредственно в конвертере и в качестве технологического газа для перемешивания расплава при комбинированной продувке.

5.1 Смета затрат на выполнение дипломной работы

5.1.1 Затраты на материалы

Затраты на материалы приведены в таблице 25.

Таблица 25 - Затраты на материалы

5.1.2 Основная заработная плата научно-технического персонала

В данной статье учитывается зарплата научно-технических работников, которые заняты выполнением работ только по калькулируемой теме:

- зарплата руководителя темы;

- зарплата консультантов;

- зарплата персонала кафедр и лабораторий, занятых работой по калькулируемой теме

Основная заработная плата (3₁) руководителя рассчитывается, исходя из количества часов, затраченных на руководство и консультации. Согласно "Индивидуальным планам работы преподавателей" их годовая учебная нагрузка составляет в среднем 1548 часов, в том числе для руководства дипломной работой отводится 25 часов, а на консультации - по 3 часа на каждого студента. Расчет основной заработной платы производится по формуле

(105)

где - для руководителя проекта, руб;

А - месячный оклад, руб.;

В - количество часов на руководство (консультации по теме);

10 - количество рабочих месяцев в году.

Заработная плата аспирантов, научных сотрудников, учебно-вспомогательного персонала определяется по фактически затраченному времени.

5.1.3 Дополнительная заработная плата

В эту статью относится зарплата за время отпусков, исполнения общественных обязанностей и др., начисленная научно-техническим работникам, занятым выполнением данной работы. Дополнительная заработная плата (3₂) исчисляется той ее долей годовой суммы, которая приходится на время дипломирования. Дополнительная заработная плата рассчитывается по формуле

(106)

где (12-n) - количество месяцев отпуска в году; n - количество рабочих месяцев в году. Расчет заработной платы приведен в таблице 26.

Таблица 26 - Результаты расчета заработной платы исполнителей

5.1.4 Отчисления в общественные фонды

На эту статью относятся, исчисляемые в установленном проценте к заработной плате научных и других сотрудников, непосредственно выполняющих эксперимент, зарплата которых отражена по статьям «Основная заработная плата» и «Дополнительная заработная плата».

Общая сумма заработной платы - 1503,6 руб. Норматив отчислений на социальное страхование для работников высшей школы и научных учреждений установлен в сумме 35,6 % от суммы заработной платы. Отчисление на социальное страхование - 535,28 руб. Заработная плата с отчислениями 968,30 руб.

5.1.5 Затраты на силовую электроэнергию

По этой статье рассчитывается стоимость электроэнергии, расходуемой только на технологические нужды в связи с проведением эксперимента (затраты на освещение, отопление и учитываются в накладных расходах).

Расчет затрат на силовую электроэнергию производится по формуле

(107)

где Ni - мощность электроприбора, кВт;

Ki - коэффициент использования мощности;

Ti - время использования электрооборудования, ч;

Ц - цена 1 кВт?ч электроэнергии, руб.

Затраты на силовую электроэнергию представлены в таблице 27.

Таблица 27 - Затраты на электроэнергию

5.1.6 Затраты на использование приборов и оборудования

Расчет затрат, связанных с использованием приборов и лабораторного оборудования определяется в виде амортизации по формуле

(108)

где К_обi - стоимость единицы прибора или оборудования, руб;

Н_амi - норма амортизации прибора или оборудования, %;

Т_обi - время использования оборудования, дн.

Расчеты по амортизации оборудования приводятся в таблице 28.

Таблица 28 - Амортизационные отчисления

5.1.7 Накладные расходы

Величина накладных расходов в МИСиС по работам, выполненным в рамках научно исследовательских, составляет 15 % к заработной плате. Для данной дипломной работы это составит 225,54 руб.

В таблице 29 приведена смета затрат на выполнение дипломной работы /34/.

Таблица 29 - Смета затрат на выполнение дипломной работы

5.2 Экономическая эффективность внедрения новой технологии

Данный проект предусматривает внедрение новой технологии на действующем оборудовании, капитальных вложений нет.

Расчет производственной себестоимости стали 08пс по двум вариантам представлен в таблице 30. В первом варианте калькуляции себестоимости рассматривается продувка стали с использованием аргона и азота; во втором варианте - использование части образующегося конвертерного газа в качестве топлива для нагрева металлического лома непосредственно в конвертере и в качестве технологического газа для перемешивания расплава при комбинированной продувке, что позволит увеличит долю лома в шихте.

По новой технологии имеется изменение производственно-технических факторов, связанных с использованием нагретого технологического газа:

- сокращение отходов металла;

- уменьшение удельного расхода топлива и энергии.

При снижении доли жидкого чугуна, увеличении доли лома (за счет его предварительного нагрева), уменьшения расхода кислорода и замены технологических газов (аргона и азота) отходящим конвертерным газом, а также сокращения отходов текущие затраты снижаются на: %, то есть происходит снижение себестоимости стали.