Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Металлургия - область науки, техники и отрасль промышленности, охватывающая процессы получения металлов из руд или других материалов, а также процессы, способствующие улучшению свойств металла и сплавов путем изменения их состава и строения.

Сталью называют деформируемый сплав железа с углеродом и другими элементами (марганцем, кремнием, серой, фосфором). Для получения стали, со специальными свойствами, в сталь вводят легирующие элементы: хром, никель, вольфрам, медь, ванадий и др., а также в увеличенных количествах марганец и кремний.

Арматура - это широко используемый вид металлопродукции, пользующийся спросом, как в России, так и за рубежом. Учитывая сравнительно невысокую себестоимость её производства в нашей стране в силу различных внутренних факторов, максимально возможно повышая качество арматуры с улучшением технологии её производства, стаёт логическое заключение об её экспорте заграницу для завоевания новых рынков и новых потребителей.

Целью данного проекта является разработка процесса производства арматурной стали марки 35ГС объёмом 14000 т. в год в рамках металлургического предприятия полного цикла, определение состава и влияния легирующих элементов на предел прочности стали, а так же разработка коммерческого предложения по реализации данной арматуры в условиях города Севастополя.

1. Технологическая схема

1.1 Добыча железа

сталь прочность арматура легирующий

В промышленности железо получают из железной руды, в основном из гематита (Fe₂O₃) и магнетита (Fe₃O₄).

Существуют различные способы извлечения железа из руд. Наиболее распространённым является доменный процесс.

Первый этап производства - восстановление железа углеродом в доменной печи при температуре 2000°C. В доменной печи углерод в виде кокса, железная руда в виде агломерата или окатышей и флюс (например, известняк) подаются сверху, а снизу их встречает поток нагнетаемого горячего воздуха.

В печи углерод в виде кокса окисляется до монооксида углерода. Данный оксид образуется при горении в недостатке кислорода:

В свою очередь, монооксид углерода восстанавливает железо из руды. Чтобы данная реакция шла быстрее, нагретый угарный газ пропускают через оксид железа(III):

Флюс добавляется для избавления от нежелательных примесей (в первую очередь от силикатов; например кварц) в добываемой руде. Типичный флюс содержит известняк (карбонат кальция) и доломит (карбонат магния). Для устранения других примесей используют другие флюсы.

Действие флюса (в данном случае карбонат кальция) заключается в том, что при его нагревании он разлагается до его оксида:

Оксид кальция соединяется с диоксидом кремния, образуя шлак - метасиликат кальция:

Шлак, в отличие от диоксида кремния, плавится в печи. Более лёгкий, чем железо, шлак плавает на поверхности - это свойство позволяет разделять шлак от металла. Шлак затем может использоваться при строительстве и сельском хозяйстве. Расплав железа, полученный в доменной печи, содержит довольно много углерода (чугун). Кроме таких случаев, когда чугун используется непосредственно, он требует дальнейшей переработки.

Излишки углерода и другие примеси (сера, фосфор) удаляют из чугуна окислением в мартеновских печах или в конвертерах. Электрические печи используются и для выплавки легированных сталей.

Кроме доменного процесса, распространён процесс прямого получения железа. В этом случае предварительно измельчённую руду смешивают с особой глиной, формируя окатыши. Окатыши обжигают, и обрабатывают в шахтной печи горячими продуктами конверсии метана, которые содержат водород. Водород легко восстанавливает железо:

,

при этом не происходит загрязнения железа такими примесями как сера и фосфор, которые являются обычными примесями в каменном угле. Железо получается в твёрдом виде, и в дальнейшем переплавляется в электрических печах.

Химически чистое железо получается электролизом растворов его солей.

1.2 Дробление и классификация

В качестве подготовительной операции применяют дробление. Главной целью является разрушение кусков или зерен руды до такой величины, при которой рудные материалы можно отделить в процессе обогащения от пустой породы. В данном случае дробильная аппаратура позволяет получить продукт крупностью 6-12 мм, что является достаточным в связи с высоким процентом содержания железа в исходной руде. При дроблении используются конусные дробилки. Дробление в них происходит непрерывно между усеченными конусами в момент приближения подвижного конуса к неподвижному.

Разделение или сортировку материалов на классы крупности при помощи решеток или механических сит называют грохочением, а при помощи разделения в воде или воздухе на основе разности скоростей падения зерен различной крупности - гидравлической или воздушной классификацией. Грохочением обычно разделяют материалы по крупности 1-3 мм, а более мелкие - классификацией.

1.3 Обогащение (магнитная сепарация, флотация)

Далее применяется обогащение для повышения содержания железа в готовом концентрате. Обогащение происходит путем сухой магнитной сепарации или флотацией.

Наиболее распространенным способом обогащения железных руд является магнитная сепарация.

Рис. 1. Схема магнитного сепаратора для обогащения крупных руд

Магнитное обогащение заключается в том, что подготовленную соответствующим образом руду (дробленную до высокой степени раскрытия рудного зерна), содержащую магнитный минерал, вводят в магнитное поле, создаваемое магнитами. Силовые линии магнитного поля сгущаются в зернах магнитного минерала, намагничивают их, вследствие чего зерна притягиваются магнитом. Немагнитные минералы не подвергаются воздействию магнита и свободно проходят через магнитное поле. Необходимое притяжение магнитного минерала происходит тогда, когда сила магнитного притяжения его будет не меньше суммы сил, стремящихся вывести его из магнитного поля (силы тяжести, трения, центробежные, поверхностного натяжения воды, сопротивления среды и т.п.).

Под флотацией понимают метод, основанный на различии физико-химических свойств поверхностей различных минералов. Для обогащения руд применяют только пенную флотацию. Она базируется на том, что одни минералы (в тонко измельченном состоянии в водной среде) не смачиваются водой, прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются на поверхность, образуя минерализованную пену. Другие минералы смачиваются водой, не прилипают к воздушному пузырьку и остаются в пульпе.

1.4 Агломерация

76% железосодержащего сырья при загрузке в доменную печь составляет агломерат. Агломерация - процесс окускования мелких руд, концентратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала и подвода высокотемпературного тепла извне. При агломерации удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получается кусковой пористый агломерат. В агломерационную шихту вводят известняк, поставляемый из известково-доломитового цеха, получая офлюсованный материал.

Основные компоненты шихты для спекания:

Железосодержащие материалы (руда, концентрат, колошниковая пыль) крупностью 8-0 мм………………………………………….……………. 45%

Доломитизированный известняк крупностью 2-0 мм………………17%

Возврат (мелкий агломерат) крупностью 10-0 мм…….……………25%

Твердое топливо (коксик) крупностью 3-0 мм……………….……….5%

Влага…………………………………………………………………… 8%

Преимущества, получаемого офлюсованного материала:

1. Исключение из доменной плавки эндотермической реакции разложения карбонатов требующих тепла, а следовательно, расхода кокса. Этот процесс перенесен на аглоленту, где расходуется менее дефицитное и более дешевое топливо, чем кокс.

2. Улучшение восстановительной способности газов в самой доменной печи вследствие уменьшения разбавления их двуокисью углерода, получаемой от разложения карбонатов.

3. Улучшение восстановимости агломерата, так как известь вытесняет окислы железа из трудновосстановимых силикатов железа.

4. Улучшение процесса шлакообразования, так как в офлюсованном агломерате окислы плотно контактируют друг с другом.

5. Уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь.

Применение офлюсованного агломерата приводит к сокращению расхода кокса на 7%.

Для интенсификации процесса агломерации и повышения качества агломерата применяются следующие технологические приемы: проводится высококачественное смешивание и окомкование агломерационной шихты, повышена мощность эксгаустеров, введено небольшое количество извести в шихту, применяется обогащенный кислородом воздух и нагревание воздуха происходит в дополнительном горне.

1.5 Доменное производство

Доменный процесс реализуется в печах шахтного типа и предназначен для получения чугуна из железорудного сырья. Шихтой доменной плавки является железная руда с содержанием железа свыше 60%, агломерат, железорудные окатыши. Топливом служит кокс. Для реализации процесса горения кокса в доменной печи используют дутье.

Загрузка шихты и распределение материалов на колошнике

Шихту загружают в печь отдельными порциями - колошами. Рудную часть колоши можно загружать отдельно или одновременно с коксом. Величину колоши и способ ее загрузки выбирают так, чтобы распределение газов в печи было наилучшим.

В настоящее время основным железорудным материалом является агломерат, слой которого менее газопроницаем, чем слой кокса. Поэтому целесообразно, чтобы слой агломерата у стен был толще, чем в центре печи, а слой кокса - наоборот. Загрузка шихты с конуса и способность кокса располагаться в печи с меньшим углом откоса, чем угол откоса агломерата или руды, обеспечивают это требование.

Рис. 2 Распределение материалов на колошнике при загрузке их конусным аппаратом

В настоящее время осуществляют подачу шихты на колошник не скипами, а транспортером с применением засыпных аппаратов новых типов с большими возможностями регулирования газового потока перераспределением шихты по радиусу колошника.

Чтобы судить о газопроницаемости шихты в доменной печи и о том, насколько хорошо протекают теплообменные и химические процессы между шихтой и газами, желательно иметь данные о температуре и составе газа по сечению.

О распределении газового потока в печи свидетельствуют данные анализа проб газа, взятых по радиусу колошника. В пробе определяют содержание СО₂. Для интенсивной и экономичной работы печи желательно, чтобы содержание СО₂ на периферии и по оси печи было несколько пониженным, а на расстоянии около 1 м от стен печи - повышенным.

Нагрев шихты, удаление влаги и разложение углекислых соединений

Шихта, загружаемая в доменную печь, содержит гигроскопическую влагу (например, в коксе 1-5%), а иногда гидратную влагу и карбонаты. Гигроскопическая влага легко испаряется на колошнике, и для ее удаления не требуется дополнительного тепла, так как температура колошниковых газов выше температуры испарения влаги.

Если в шихте находятся карбонаты СаСО₃, MgCO₃, FeC0₃ и MnCO_3, то они будут разлагаться по эндотермической реакции:

МеСОа = МеО + СО₂.

Разложение СаСО₃ в доменной печи интенсивно протекает при температуре примерно 990°С, разложение же крупных кусков заканчивается при еще более высокой температуре. Это приводит к затрате тепла в таких зонах печи, в которых должен интенсивно протекать процесс восстановления железа. Кроме того, обычно, процесс разложения известняка распространяется в зоны с высокой температурой, поэтому в эндотермической реакции С0₂ + С = 2СО неизбежно расходуется углерод, приход тепла в нижние зоны печи уменьшается и израсходованный по этой реакции углерод не достигает фурм.

В последнее время стали применять офлюсованный агломерат, что исключает подачу карбонатов в доменную печь. Офлюсованный агломерат лучше восстанавливается по сравнению с обычным агломератом, и при его применении заметно улучшаются условия шлакообразования. В конечном итоге, применение офлюсованного агломерата приводит к заметному снижению расхода кокса.

Восстановление окислов железа

В соответствии с основными закономерностями процесса восстановления окислов железа, выявленными акад. А.А. Байковым, высший окисел железа Fe₂O₃ превращается в железо последовательно через промежуточные окислы.

Восстановителями окислов железа в доменной печи служат углерод, окись углерода и водород. Восстановление углеродом принято называть прямым восстановлением, а газами - косвенным.

Прямое восстановление понимают шире, чем, непосредственное взаимодействие углерода кокса с окислами. Фактически процесс связан с газовой фазой и состоит из двух стадий: косвенного восстановления и реакции взаимодействия СО₂ с углеродом:

МеО + СО = Me + СО₂; СО₂ + С = 2СО.

Таким образом, главное, что отличает прямое восстановление от косвенного, это расходование углерода, а это означает, что с развитием реакций прямого восстановления сокращается количество углерода, достигающего фурм.

Восстановление окислов железа окисью углерода протекает по следующим реакциям:

при температуре > 570°С

1) 3Fe₃O₃ + СО = 2Fe₃O₄ 4 - С0₂ + 53 740;

2) Fe₃O₄ + СО -= ЗРеО + СО_а - 36 680;

3) FeO + СО = Fe + СО_а + 16 060;

при температуре < 570°С

3Fe₈O₃ + СО = 2Fe₃O, + СО₃ + 53 740;

4) јFe₃0₄ - Ь СО = ³/₄Fe + СО₂ + 2870.

Нельзя не учитывать то, что реакции прямого восстановления протекают с затратой тепла. Кроме того, увеличение степени прямого восстановления приводит к снижению количества кокса, достигающего фурм, следовательно, к уменьшению прихода тепла в горне. Это и есть основной фактор, ограничивающий развитие прямого восстановления. Для устранения этого недостатка необходимо нагревать дутье до очень высокой температуры.

Для ускорения реакций косвенного восстановления железа из кусковой руды необходимо создать условия для развития внешней и внутренней диффузии молекул газа, химической адсорбции восстановителя на поверхности пор реакционной зоны; десорбции молекул СО₂ или Н₂О с твердой поверхности и перехода их в газ. Скорость восстановления возрастает с повышением до определенных пределов температуры, скорости газового потока, давления и концентрации СО и Н.₂, а также с уменьшением размера кусков и повышением их пористости. В доменной печи скорость газового потока достаточно велика, внешнее диффузионное сопротивление очень мало, а состав газа вполне благоприятен для быстрого протекания реакций восстановления окислов железа. Необходимо обеспечить такое распределение материалов, которое создавало бы условия для протекания активных восстановительных процессов не только в отдельных зонах или участках, но и во всем объеме печи.

В доменной печи железо восстанавливается почти полностью. Степень восстановления железа составляет 0,99-0,998, а это означает, что 99-99,8% железа переходит в чугун и лишь 0,2-1,0% переходит в шлак.

Образование шлака и его физические свойства

Помимо чугуна, в доменной печи образуется шлак, в который переходят невосстановившиеся окислы элементов, т.е. CaO, MgO, А1₂О₃, SiO₂ и небольшое количество М_nО и FeO. Сначала образуется первичный шлак, в котором содержится повышенное количество FeO и М_nО. По мере опускания и нагрева первичного шлака изменяются его состав и количество.

От свойств первичного и конечного шлаков зависит ровность схода шихты и содержание серы в чугуне. Конечный шлак на 85 - 95% состоит из SiO₂, А1₂О₃ и СаО и, кроме того, содержит 2-10% MgO, 0,2-0,6% FeO, 0,3-2% М_nО и 1,5-2,5% S в основном в виде CaS.

1.6 Кислородно-конвертерный процесс

Кислородно-конверторный процесс - процесс выплавки стали их жидкого чугуна в глуходонных конверторах с подачей кислорода под большим давлением вертикально сверху. Достоинства данного способа производства стали:

достаточно высокое качество получаемого продукта;

высокая производительность кислородных конверторов (в 9 раз выше мартеновских печей);

сравнительно небольшие капиталовложения (на 1 т стали в 1,3-1,7 раза меньше чем в мартеновских цехах, и в 1,7-1,8 раза меньше, чем в электросталеплавильных печах);

более низкая стоимость передела кислородно-конверторной стали по сравнению с мартеновской, более высокая производительность труда на одного рабочего (в 1,5 раза);

простота технологии, эффективная управляемость и возможность автоматизации процесса.

Рисунок 11 - Кислородный конвертер

1 - опорный подшипник; 2 - цапфа; 3 - защитный кожух; 4 - опорное кольцо; 5 - корпус ведомого колеса; 6 - навесной электродвигатель с редуктором; 7 - ведомое зубчатое колесо; 8 - демпфер навесного электродвигателя; 9 - демпфер корпуса ведомого колеса; 10 - опорная станина

Исходными материалами кислородно-конверторной плавки являются: чугун, лом, руда, шлакообразующие, флюсы, охладители (предотвращающие угар, перегревание металла, предотвращение ненормальной кристаллизации), легирующие, раскислители.

Главное составляющее плавки является металлизированное сырьё: чугун - 75% жидкий, так как в состав завода входит доменный цех, и лом - 25%, из которых 47% составляются непосредственно на самом заводе - обрезь металла при прокатке, скраб, а также остальные 53% поставляются их копрового цеха, где обрабатывается и готовится металлолом к плавке, применяется специальное оборудование: прессы, дробилки, печи для обжига (с целью удаления кусков дерева, пластмасс, масел и других загрязнений).

В кислородном конверторе сталь получают из чугуна и лома в результате окисления и удаления содержащихся в них примесей (кремния, марганца, фосфора и др.) особое значение имеет реакции окисления. Основными реакциями окисления являются: окисление углерода, окисление и восстановление марганца, окисление и восстановление кремния, окисление и восстановление фосфора, удаление серы (десульфурация металла).

После окислительного периода производится раскисление - технологическая операция, при которой растворенный в металле кислород переводится в нерастворимое в металле соединение или удаляется из металла.

Раскисление стали проводится таким образом, чтобы удалить из нее не весь кислород, так как производство направлено на выпуск «полуспокойной» стали.

Полуспокойная сталь по степени раскисленности занимает промежуточное место между кипящей и спокойной сталью. Количество раскислителей, добавляемых в металл, недостаточно для полного предотвращения выделения газов.

Применяется глубинное раскисление, растворенный в стали кислород переводится в нерастворимый окисел введением в металл элемента-раскислителя. В результате образуется малорастворимый в металле окисел, плотность которого меньше плотности стали. Полученный осадок всплывает в шлак.

Полуспокойная сталь содержит 0,1-0,8% С; 0,35-0,85% Mn и до 0,15% Si. Раскисление полуспокойной стали производится в печи (ферросилицием, доменным ферросилицием) и затем в ковше (ферросилицием, карбидом кремния, алюминием, ферротитаном).

Одновременно с раскислением производится легирование стали до заданного состава. Для легирования применяются различные элементы металлического и неметаллического характера. Из всех легирующих элементов особое значение в производстве имеют Ni, Cr, Mn, Mo, V, W, Ti.

Выпуск металла после окончания плавки из конвертора производится в сталеразливочный ковш. Сталеразливочный ковш имеет форму усеченного конуса с уширением кверху. Высота ковша примерно равна диаметру его верхней части. Выпуск металла из печи производится в предварительно подготовленный и подогретый (до 400-700°С) ковш. После выпуска металл выдерживается в ковше в течение 10 минут. Во время выдержки происходит удаление части продуктов раскисления и газов из металла и выравнивание его состава. При этом наблюдается и некоторое снижение температуры металла, которое составляет примерно один градус в минуту.

1.7 МНЛЗ

Машина непрерывного литья заготовок (или УНРС - установка непрерывной разливки стали). В настоящее время около 60% отливаемых непрерывным литьем заготовок разливается на слябовых МНЛЗ. Жидкая сталь непрерывно заливается в водоохлаждаемую форму, называемую кристаллизатором. Перед началом заливки в кристаллизатор вводится специальное устройство с замковым захватом («затравка»), как дно для первой порции металла. После затвердевания металла затравка вытягивается из кристаллизатора, увлекая за собой формирующийся слиток. Поступление жидкого металла продолжается и слиток непрерывно наращивается. В кристаллизаторе затвердевают лишь поверхностные слои металла, образуя твердую оболочку слитка, сохраняющего жидкую фазу по центральной оси. Поэтому за кристаллизатором располагают зону вторичного охлаждения, называемую также второй зоной кристаллизации. В этой зоне в результате форсированного поверхностного охлаждения заготовка затвердевает по всему сечению. Этот процесс слиткообразования является способом получения слитков неограниченной длины. В этом случае по сравнению с разливкой в изложницы резко уменьшаются потери металла на обрезку концов слитков, которые, например, при литье спокойной стали составляют 15-25%. Кроме того, благодаря непрерывности литья и кристаллизации, достигается полная равномерность структуры слитка по всей его длине.

МНЛЗ состоит из сталеразливочного и промежуточного ковшей, водоохлаждаемого кристаллизатора, системы вторичного охлаждения, устройства для вытягивания, оборудования для резки и перемещения слитка.

После выпуска металла из сталеплавильного агрегата, доводки по химическому составу, ковш поднимается литейным краном на поворотный стенд МНЛЗ. Поворотный стенд представляет собой вращающуюся конструкцию с двумя позициями для установки ковшей. После опустошения ковша в позиции разливки, стенд поворачивается на 180° и уже полный ковш находится в позиции разливки. После открытия шибера ковша, жидкий металл начинает поступать в промежуточный ковш. Пром. ковш является своего рода буфером между Сталь ковшом и кристаллизатором. После открытия стопора (стопорный механизм позволяет плавно регулировать поток металла в кристаллизатор, поддерживая в нем постоянный уровень) пром. ковша металл поступает в кристаллизатор. Кристаллизатор представляет собой водоохлаждаемую конструкцию, которая совершает вертикальные колебания, для предотвращения застывания металла на стенках кристаллизатора. В зависимости от конструкции МНЛЗ размеры кристаллизатора могут варьироваться. В кристаллизаторе происходит застывание стенок сляба. Далее, под воздействием тянущих роликов сляб попадает в зону вторичного охлаждения (дуговой участок ручья), где на металл через форсунки разбрызгивается вода. После выхода металла на прямолинейный участок ручья, происходит отрезание слябов (газовая резка или ножницы).

В настоящее время все большее распространение получает метод электромагнитного торможения потока стали, попадающей в кристаллизатор. Это дает возможность существенно снизить скорость движения потоков, ограничить их проникновение вглубь жидкой фазы заготовки, а также обеспечить их рациональное движение. Вероятно, в ближайшее время этот метод получит развитие в совокупности с использованием погружных стаканов оптимальной геометрической формы, которая будет создаваться для каждого конкретного случая.

Кристаллизатор МНЛЗ работает как теплообменник, задача которого состоит в быстром отводе тепла от стали, проходящей через него. К краю кристаллизатора корка отливки начинает утолщаться, при этом изнашивая поверхность кристаллизатора. Кроме того, диффузия меди из кристаллизатора приводит к появлению брака - трещин на поверхности отливок. Во многих случаях износ медной стенки кристаллизатора и захват меди отливкой могут быть предотвращены с помощью нанесения защитных покрытий на нижнюю часть кристаллизатора. В конце XX века для защиты активно применялись хромовые и никелевые покрытия. Во многих странах они превалируют и сейчас. Никель может наноситься различными способами и толщинами, обладает близким к меди коэффициентом теплопередачи. В начале XXI века началось активное внедрение технологий газотермического напыления для защиты плит кристаллизаторов МНЛЗ с помощью керамических, металлокерамических покрытий, покрытий из сплавов. Эти покрытия позволяют обеспечить еще лучшую защиту поверхностей кристаллизатора. Разработаны методы высокоскоростного газопламенного напыления покрытий, которые позволяют нанести металлокерамические материалы с превосходными противоэрозионными характеристиками и хорошей теплопередачей. Газотермические покрытия имеет смысл наносить на всю рабочую поверхность кристаллизатора. Из-за меньшего коэффициента теплопроводности металлокерамических покрытий становится возможным уменьшить и более точно контролировать скорость охлаждения мениска. Такой тип охлаждения часто называют «мягким», и он позволяет обеспечить более равномерное формирование слитка и более равномерный профиль температуры, что позитивно влияет на производительность кристаллизатора и качество литья.

1.8 Прокатное производство

Прокат - в металлургии, продукция получаемая на прокатных станах путём горячей, теплой или холодной прокатки.

Прокатный стан - комплекс оборудования, в котором происходит пластическая деформация металла между вращающимися валками.

Основными частями прокатного стана являются привод, передаточный механизм и рабочие клети с прокатными валками. Кроме того, в прокатных цехах установлены нагревательные печи и колодцы, печи для обжига и нормализации, устройства для очистки поверхности.

На стане достигается высокая производительность, полная автоматизация процесса прокатки с большими скоростями при полном исключении ручного труда.

Арматурную сталь изготовляют в соответствии с, требованиями настоящего стандарта по технологическому регламенту, утвержденному в установленном порядке. Поэтому в проектируемой технологической схеме предусмотрена горячая прокатка. Гнутые профили, используемые в строительстве зданий (в т.ч. и арматура), прокатываются в роликогибочных станах периодического действия.

Арматурную сталь изготовляют из углеродистой и низколегированной стали марки, указанной в Таблице 2.

Таблица 2 - Арматурная сталь класса А-III

В прокатном цеху склад сортовой стали, как и склад заготовок, является общим для всех станов и расположен в трех пролетах, перпендикулярных линиям прокатки.

Арматурную сталь принимают партиями, состоящими из профилей одного диаметра, одного класса, одной плавки-ковша и оформленными одним документом о качестве. На складе сталь подвергают наружному осмотру, сортировке, зачистке поверхностных дефектов, контрольным испытаниям, клеймению и маркировке, укладке в штабеля и другим операциям.

Арматурная сталь класса A-III (А400) диаметром до 10 мм включительно, изготовляют в мотках или стержнях, больших диаметров - в стержнях.

Стержни изготовляют длиной от 6 до 12 м: мерной длины; мерной длины с немерными отрезками - длиной не менее 2 м не более 15% от массы партии; немерной длины.

В партии стержней немерной длины допускается наличие стержней длиной от 3 до 6 м не более 7% от массы партии. Марка стали указывается потребителем в заказе. При отсутствии указания марку стали устанавливает предприятие-изготовитель. Предельные отклонения длины мерных стержней должны соответствовать приведенным в таблице.

В процессе калибровки арматурных прутков одновременно осуществляется их раскрой на длину 11,7 м. Полученные калиброванные арматурные прутки имеют диаметр от 6 до 40 мм. С учётом постоянно растущей конкуренции на товарных ранках, в том числе и металлургическом, на передний план выступает такой параметр продукции как её качество и соответствие её параметров установленным нормам. Проверкой этих пунктов в рамках металлургического комбината занимается отдел технического контроля. Арматура в этом плане не исключение и так же требует со стороны отдела технического контроля проверки её различных свойств установленным нормам.

В данном курсовом проекте рассматривается производство арматуры класса А-III(А400), характеристики которой определены в ГОСТ 5781-82, а именно:

диаметр - 6,00 - 40,00 мм;

предел текучести - 392,00 МПа или 40,00 кгс/мм2;

временное сопротивление разрыву - 590,00 Мпа или 60,00 кгс/мм2;

относительное удлинение - 14,00%;

испытание на изгиб в холодном состоянии - 90,000, С = 3D, где:

С - толщина оправки, D - диаметр стержня.

Если арматура периодического профиля из стали марки 35ГС одобрена отделом технического контроля, то она поступает на склад готовой продукции предприятия. На складе сталь подвергают наружному осмотру, сортировке, зачистке поверхностных дефектов, контрольным испытаниям, клеймению и маркировке, укладке в штабеля и другим операциям. По мере поступления на неё заказов со стороны потребителей, либо с учётом выполнения установленных договорами сроков поставки данной продукции осуществляют её фасовку и последующую отгрузку потребителям.

Упаковка (по ГОСТ 7500-81 с дополнениями). Стержни арматурной стали упаковывают в связки массой от 1,5 до 15 т, перевязанные проволокой или катанкой. По требованию потребителя стержни упаковывают в связки массой до 3 и 5 т; по требованию потребителя масса связки может быть меньше 1,5 т.

На ярлыке, прикрепленном к каждой связке стержней, наносят принятое обозначение A-III (класс арматурной стали) или А400 (условное обозначение класса по пределу текучести).

На связки наносится краска полосами шириной не менее 20 мм на боковую поверхность по окружности (не менее 1/2 длины окружности) на расстоянии не более 500 мм от торца.

2. Расчетная часть

2.1 Определение химического состава стали