Реконструкция кислородно-конвертерного цеха ОАО "ЧМК"

Измерение температуры и отбор пробы по окончании обработки производить обязательно. По окончании обработки металл в ковше утепляется вермикулитом (15 - 20 мешков), ковш накрывается крышкой и передается на поворотный стенд МНЛЗ.

На кронштейн поворотного стенда стальковш с металлом устанавливать ориентировочно за 10 мин до окончания разливки предыдущей плавки при условии, что в разливаемом ковше металла не более 20 т. Время между последним измерением температуры металла на АКП и началом разливки плавки (открытием шибера) не более 25 мин.

Ответственность за подготовку металла к разливке несет сменный мастер АКП. Готовность металла к разливке и время выдачи ковша на разливку определяется сменным мастером МНЛЗ, с записью в рабочем журнале АКП.

2.3 Анализ существующих способов разливки стали

Основными способами разливки стали, является разливка в изложницы и непрерывная разливка. Разливка в изложницы осуществляется сверху и снизу (сифонная).

Разливка сверху является наиболее простым и производительным способом получения стальных слитков, так как требует наименьшего количества оборудования и производственных площадей. Слитки, полученные таким способом, поступают в нагревательные колодцы с высокой температурой.

При разливке сверху сталь из ковша разливается в каждую изложницу, после наполнения изложницы затвор ковша закрывают и краном ковш переводится к следующей изложнице. Разливку стали производят в разливочном пролете сталеплавильного цеха, непосредственно примыкающем к печному пролету, в котором работают сталеплавильные агрегаты. Изложницы в разливочный пролет подают на разливочных платформах составом. На одном составе обычно располагают столько изложниц, чтобы в них можно было разлить всю сталь, выплавленную в печи. При разливке сверху наблюдение за поверхностью металла невозможно.

Когда металл достигает 1/3 высоты прибыли, на несколько секунд прерывают разливку и осматривают поверхность металла в изложнице. Если поверхность совершенно чистая, то скорость разливки уменьшают; если поверхность имеет пленку, то скорость разливки нормальная; если на поверхности образовалась корка - необходимо скорость разливки увеличить. После окончания разливки, засыпают прибыльную часть слитка порошком или теплоизолирущим материалом и выдерживают от 40 до 120 минут (в зависимости от марки стали), затем изложницы с металлом вывозят из цеха. /6, с.89/

При сифонной разливке одновременно заполняется несколько изложниц. Изложницы устанавливают на массивной чугунной плите - поддоне. В центре поддона устанавливается центровая труба с приемной воронкой, в которую из ковша направляют струю стали. Таким образом, наполнение изложниц в этом способе разливки происходит снизу. После наполнения всех изложниц данного куста затвор ковша закрывают и перевозят ковш на следующий поддон. Сифоном производят разливку почти всех качественных и легированных сталей.

Сифонная разливка стали имеет два главных преимущества:

- получение слитков с хорошей поверхностью. Кроме того, сифонная разливка устраняет приваривание слитков к изложнице, дает возможность управлять скоростью разливки по виду поверхности металла в изложнице;

- уменьшение загруженности разливочных кранов, улучшает условия работы дозирующих устройств и повышается стойкость ковшей.

Для улучшения качества стальных слитков и повышения выхода годного, сталь разливают под слоем жидкого шлака, специально изготовленного из порошкообразных теплоизоляционных смесей.

Важной задачей разливки является, предохранение жидкой стали от окисления и насыщения ее газами при разливке.

Преимущества разливки сверху:

- простой способ получения слитков;

- требует наименьшего количества оборудования;

- небольшой объем производственных площадей;

- небольшие затраты рабочей силы.

Недостатки:

- сильное разбрызгивание металла в начале разливки, которое приводит к грубым порокам поверхности слитка;

- большие скорости наполнения изложниц, а это снижает качество слитков;

- невозможность отливки большого числа мелких слитков в связи с ограниченным сроком службы затвора и недостаточным количеством подъемов и опускания.

Разливка сифоном имеет следующие преимущества перед разливкой сверху:

- одновременно отливают большое число слитков, а это уменьшает длительность разливки;

- уменьшается число подъемов и опускания затворов;

- можно вести разливку стали с малыми скоростями;

- улучшается качество поверхности слитка и уменьшается брак;

- увеличивается срок службы изложниц;

- возможность одновременно (на одном поддоне) отливки четырех-шести слитков массой от 3 до 7 тонн и до 60 более мелких слитков, что позволяет плавки большой массы разлить с меньшей общей продолжительностью;

- удобство наблюдения за поверхностью поднимающегося в изложнице металла и возможность регулирования скорости разливки в относительно большом интервале в зависимости от температуры и состава металла.

Недостатки:

- понижение температуры металла в сифонных проводках, то есть сталь, разливаемая сифонным способом должна иметь более высокую температуру;

- увеличение потерь металла при разливке, вследствие потерь с литниками;

- увеличенный расход огнеупорных изделий на центровые и сифонные проводки, содержание дополнительного оборудования и повышенные затраты труда на подготовку поддонов и сборку центровых.

- сложность подготовки устройств для разливки и увеличение расхода огнеупорных материалов;

Непрерывная разливка стали является наиболее прогрессивным и эффективным способом получения заготовок непосредственно на специальной установке, минуя блюминг и слябинг. Непрерывная разливка стали имеет следующие преимущества:

- значительное сокращение расхода металла на тонну готовой продукции в результате уменьшения отходов донной и головной части слитков с 12-35% до 3-5%;

- улучшение условий труда в разливочном пролете в следствие исключения работ по подготовке изложниц к разливке, раздеванию слитков и так далее;

- снижение капитальных и эксплутационных затрат в связи с ликвидацией обжимных станов;

- постоянство условий производства и повышение производительности труда на 20-25% по сравнению с цехами, где разливку стали проводят в изложницы. /6, с.91/

Непрерывная разливка стали по сравнению с классическими способами разливки сверху и сифонным способом характеризуются следующими преимуществами: повышается однородность металла и улучшается его качество, в результате ускорения кристаллизации стали в условиях непрерывной разливки.

Сущность непрерывной разливки стали состоит в том, что жидкая сталь непрерывно поступает в водоохлаждаемую медную изложницу - кристаллизатор. Перед началом разливки в кристаллизатор снизу вводят так называемую затравку, которая является дном кристаллизатора, затравка соединена с вытягивающим устройством. Образовавшийся в кристаллизаторе слиток вытягивают из кристаллизатора с помощью валков с нажимным устройством. При выходе из кристаллизатора слиток поступает в зону вторичного охлаждения (первичное охлаждение происходит в кристаллизаторе) в которой его поверхность интенсивно охлаждают водой при помощи форсунок, вплоть до полного затвердевания.

Затвердевший слиток далее проходит через тянуще-правильную машину и зону резки, где заготовку режут на мерные длины. Оборудование и технология непрерывной разливки постоянно совершенствуются, увеличивается число марок сталей, разливаемых на машинах непрерывного литья заготовок (МНЛЗ).

На МНЛЗ можно получать заготовки из спокойной и трансформаторной стали, а так же из легированных сталей и сплавов любого сечения, массы и формы: круглые, квадратные, прямоугольные и трефовидные, а так же полые трубные заготовки.



2.4 Требования к жидкой стали для непрерывной разливки

Разливка стали на МНЛЗ предъявляет дополнительные требования как к организации производства, так и к самому металлу. С точки зрения организации производства кислородно-конвертерный процесс наиболее соответствует работе МНЛЗ, так как цикл плавки в конвертере близок к циклу разливки.

В связи с большой мобильностью кислородно-конвертерного процесса имеется возможность полной синхронизации работы конвертера и МНЛЗ, что особенно важно при разливке металла сериями “методом плавка на плавку”. Разливка металла методом “плавка на плавку” предъявляет повышенные требования к колебаниям температуры и химического состава стали от плавки к плавке. Кроме того, важным параметром, позволяющим получить качественную непрерывнолитую заготовку, является содержание серы (< 0,02 % S или [Mn]/[S] > 25) и фосфора. /7, с.40/

Длительная практика работы на МНЛЗ показала, что при использовании этого способа для слитков мелких сечений необходим индивидуальный подход к каждой марке стали. В этих условиях технологический процесс выплавки приобретает еще большее значение, чем при отливке крупных слитков.

Склонность к образованию того или иного вида дефектов у непрерывных слитков определяется не только условиями разливки, но и свойствами жидкого и затвердевшего металла, влияние которых проявляется тем сильнее, чем сложнее условия формирования слитка.

Свойства жидкого и затвердевающего металла можно успешно регулировать соответствующей корректировкой состава стали и технологии ее выплавки. Освоение непрерывной разливки мелких непрерывных слитков сечениями 150Х150, 100Х100, 82Х82 мм углеродистых инструментальных и легированных конструкционных сталей было бы невозможным без определенных изменений стандартной технологии выплавки.

Повышенные требования (по сравнению с крупными непрерывными слитками) к свойствам жидкого и затвердевающего металла в данном случае определяются рядом особенностей разливки и затвердевания мелких слитков: разливкой металла через стаканы-дозаторы диаметром 9-14 мм, повышенной скоростью вытягивания слитка 2,0-5,0 м/мин, повышенным теплоотводом от оболочки слитка в начальный момент затвердевания, интенсивным воздействием падающей струи на фронт затвердевания, вследствие малой толщины слитка.

Температура разливаемой стали.

Одним из основных параметров технологии непрерывного литья стали в заготовке мелкого сечения является температура разливаемой стали. Изучение перепада температур от печи до промежуточного ковша и кристаллизатора показало, что при прочих равных условиях жидкий металл в сталеплавильной печи необходимо перегревать в среднем на 20-30 0С (для крупных заготовок) и на 30-50 0С (для мелких заготовок) по сравнению с обычной разливкой. Указанный перепад температур характерен для существующих условий разливки: сталь выпускают в ненагретый стопорный сталеразливочный ковш; футеровку промежуточного ковша нагревают до 1000-1100 0С. Кроме указанного нагрева, в условиях непрерывного литья необходимо иметь более узкие пределы изменения температуры жидкого металла по сравнению с отливкой крупных заготовок. Поэтому при выплавке необходимо обеспечить точность замера температуры металла в печи по ходу плавки. Снизить степень перегрева можно путем подогрева стальковшей, подаваемых под слив.

При заниженной температуре металла существует опасность того, что первые порции металла, залитого в промежуточный ковш, застынут в стакане-дозаторе и, как правило, разливка прекратиться.

При перегретом металле могут происходить прорывы оболочки слитка при выходе из кристаллизатора. В этом случае необходимо снизить температуру в сталеразливочном ковше до требуемой, увеличением выдержки или продувкой аргоном. /7, с.43/

Замеры показали, что перепад между температурой металла в сталеразливочном и промежуточном ковшах при разливке в заготовки сечениями 82Х82, 100Х100, 140Х140 мм в среднем составляет 70-90 0С в зависимости от емкости ковша и марки стали. Температура в промежуточном ковше в течение разливки несколько меняется. В первый момент разливки металл имеет более низкую температуру, что является важным условием успешной разливки на МНЛЗ. В момент заполнения промежуточного ковша большое значение также имеет перепад температур поступающей стали и футеровки промежуточного ковша и стакана-дозатора. Как показала практика, для нормальной работы продолжительность разогрева промежуточного ковша должна быть не менее 2,5-3,0 ч и дозатора не менее 20 мин. Необходимая оптимальная температура начала разливки для каждой марки стали устанавливается опытным путем.

2.5 Влияние технологии выплавки на макроструктуру литых заготовок

Известно, что трудноустранимым дефектом у листовых и сортовых слитков из углеродистых спокойных и низколегированных сталей являются горячие трещины. Поперечные горячие трещины в сортовых слитках располагаются у поверхности слитка и возникают в начальной стадии формирования оболочки заготовки. Продольные поверхностные горячие трещины листовых слитков возникают также в начале формирования оболочки слитка.

Исследованиями и практикой установлено, что склонность литых заготовок к образованию горячих трещин определяется возникновением значительных и неравномерно распределенных напряжений в оболочке слитка в начальный момент затвердевания, резкого перепада температур по толщине оболочки слитка, появлением неравномерности фронта затвердевания из-за воздействия падающей струи и других факторов.

Принято считать, что «горячие» трещины образуются при температурах, близких к линии солидуса, в связи с низкими прочностными и пластическими свойствами стали в этом температурном интервале вследствие наличия легкоплавких соединений в межкристаллитных прослойках. В соответствии с обобщающей теорией А.А. Бочвара горячие трещины возникают в “эффективном” интервале кристаллизации, верхней границей которого является температура начала линейной усадки, а нижней температура неравновесного солидуса.

Большинство исследований непрерывного слитка связывают склонность стали к образованию трещин прежде всего с концентрацией серы и формой присутствия ее в литой стали. Практика непрерывного литья мелких слитков показала, что сталь с содержанием углерода в пределах 0,18-0,25 % является наименее трещиноустойчивой. Влияние серы в этой группе сталей проявляется тоже наиболее заметно, что, по-видимому, объясняется резким снижением растворимости серы в железе при переходе его в различные модификации.

При непрерывном литье сортовых слитков при прочих равных условиях установлено, что с увеличением содержания серы в металле увеличивается пораженность непрерывного слитка как поперечными горячими угловыми трещинами, так и другими дефектами макроструктуры. /7, с.48/

Таблица 9 - Влияние содержание серы в металле на качество макроструктуры сортового непрерывного слитка

Среднее содержание S, %	Дефекты макроструктуры (средний балл)
	Угловые трещины	Промежуточные трещины	Осевые трещины	Осевая рыхлость	Осевая ликвация
0,027 0,060	0,33 1,86	0,00 1,00	0,33 0,86	1,33 1,60	1,33 2,25

При разливке листовых и сортовых слитков металлографические исследования поверхностного слоя показали, что с повышением серы в металле существенно увеличивается доля легкоплавких сульфидов по границам зерен. Для повышения трещиноустойчивости стали необходимо изменить состав и расположение сульфидных включений.

Известным методом воздействия на состав сульфидов является регулирование количества присаживаемого в сталь алюминия и редкоземельных элементов. Однако в этом случае разливка мелких слитков будет невозможна вследствие затягивания стаканов-дозаторов промежуточных ковшей. Установлено, что вредное влияние серы в случае невозможности удаления последней в значительной степени устраняется при определенном содержание марганца в стали, характеризуемом обычно отношением Mn/S=22-25.

При отливке сортовых непрерывных слитков рекомендуется принимать это отношение не менее 22, а при непрерывном литье слитков ответственного назначения не менее 25-30. Требуемое отношение Mn/S в готовой стали почти всегда может быть получено путем присадки ферромарганца в ванну печи или ковш. Однако, как показали исследования В.Я. Генкина, при разливке стали с 0,18-0,30 % С необходимое соотношение марганца к серы в готовой стали, получено таким методом, не всегда обеспечивает повышение трещиноустойчивости стали.

В работах установлено, что на пораженность литого металла горячими трещинами влияет режим марганца по ходу кипения ванны и его остаточное содержание в ванне перед раскислением (без присадки ферромарганца). При определенной концентрации марганца и кислорода в ванне во время плавки могут образовываться комплексные сульфиды марганца еще до выпуска. Это в определенной степени подтверждается данными экспериментов по отбору проб металла в массивные пробницы из ванны в различные периоды мартеновской плавки. Чем ниже температура металла и больше отношение Mn/S в ванне в данный момент, тем меньше доля легкоплавких сульфидов в замороженной пробе ванны.

При разливке углеродистой и легированной стали с низким содержанием серы в заготовках сечениями 80Х80, 100Х100 мм горячих поперечных трещин практически не образуется. Как показала практика работы, при выплавке стали для получения мелких сечений непрерывнолитых заготовок необходимо увеличивать жидкотекучесть металла по сравнению с непрерывным литьем крупных слитков.

Известно, что небольшой размер поперечного сечения непрерывного слитка влияет на пораженность его усадочными дефектами в виде осевой пористости, так как уменьшается ферростатическое давление столба жидкого металла и затрудняется подпитка усадки жидкой сталью. Вследствие этого с увеличением жидкотекучести металла улутшается макроструктура непрерывного слитка и разливаемость жидкой стали на МНЛЗ. Практика работы показала, что с повышением содержания углерода жидкотекучесть увеличивается. Так, например, для хромистых нержавеющих, хромоникелевых сталей без титана повышение содержания углерода значительно увеличивает жидкотекучесть стали. Высокоуглеродистая инструментальная сталь также обладает хорошей жидкотекучестью даже при низких температурах. /7, с.50/

Увеличение содержания кремния в стали повышает жидкотекучесть. Особенное резкое повышение жидкотекучести наблюдается у мало- и среднеуглеродистых сталей при содержании 0,25-0,40 % С. Последнее, вероятно, является результатом раскисления кремнием. Повышается жидкотекучесть у нержавеющих хромистых сталей при содержании кремния более 0,50 %.

При повышении содержания марганца до 1-2 % и никеля до 3 % жидкотекучесть стали возрастает. Увеличение содержания хрома до 1,5 % не влияет на жидкотекучесть. Добавка 0,05-0,07 % Cr к углеродистой стали не вызывает уменьшения жидкотекучести. Высокое содержание титана в ферритной высокоуглеродистой или аустенитной хромоникилевой стали значительно понижает ее жидкотекучесть вследствие образования дисперсных тугоплавких карбидов титана.

Применение алюминия для раскисления до 0,1 кг/т оказывает некоторое положительное влияние на жидкотекучесть. При добавке алюминия >1,0 кг/т жидкотекучесть снижается. Присадка силикокальция 1,0-3,0 кг/т значительно увеличивает жидкотекучесть углеродистых и хромистых нержавеющих сталей. Добавка 0,2-0,4 % Са в хромоникелевые нержавеющие и жароупорные стали также увеличивает жидкотекучесть. Увеличение содержания газов в жидкой стали понижает ее жидкотекучесть. Особо следует остановиться на влиянии неметаллических включений на жидкотекучесть.

Известно, что степень загрязнения металла неметаллическими включениями в значительной степени зависит от технологии ведения плавки: состава и количества раскислителей и порядка введения их. В жидком металле при раскислении находятся только силикаты оксидов марганца, железа и кальция. Включения, имеющие, при температурах жидкой стали большой перегрев вследствие сравнительно низкой температуры плавления, практически не понижают жидкотекучести стали. Твердые же кристаллические включения с высокой температурой плавления значительно снижают жидкотекучесть. Наличие в металле мелкодисперсных включений приводит к затягиванию стаканов промежуточных разливочных устройств. Для получения легкоплавких неметаллических включений и хорошей жидкотекучести необходимо раскислять углеродистую сталь марганцем и кремнием. При отношении Mn/Si, превышающем 2,0-2,5, количество неметаллических включений в литом металле снижается и качество поверхности улучшается.



2.6 Технология разливки стали на МНЛЗ. Дефекты непрерывнолитых заготовок и причины их возникновения

Установка сталеразливочного и промежуточного ковшей.

Время пребывания стальковша с металлом с момента окончания обработки на АКП до момента начала разливки не должно превышать 25 мин.

Устанавливается стальковш на поворотный стенд. Устанавливается гидроцилиндр шиберного затвора, гидравлические шланги и соединения должны быть в исправном состоянии, не допускается утечка масла. Подсоединяются шланги подачи воздуха на коллектор охлаждения шиберного затвора, открывается подача воздуха. Затем отключают и поднимают горелки разогрева промковша.

Перемещают промковш из позиции разогрева в позицию разливки. Убира-ется с воронок защита и пылесосом очищаются каналы стаканов-дозаторов. Визуально отцентрировать промковш над кристаллизаторами (над первым и шестым ручьями). Устанавливаются в стаканы-дозаторы пробки, точно подогнанные по диаметру. /2, с.18/

В воронки стаканов-дозаторов засыпают подготовленная стартовая смесь. Разворачивают стальковш на поворотном стенде в позицию разливки. В стык с коллектором шиберного затвора устанавливается защитная труба. На каждый стальковш устанавливается новая защитная труба. Если качество стартовой смеси, используемой для заполнения канала стакана в стальковше, не гарантирует открытие шиберного затвора без применения кислорода, разрешается защитную трубу устанавливать сразу после открытия ручьев, но не позже 10 мин разливки первой плавки в серии и сразу после формирования струи - на остальных плавках серии.

Установку трубы производят дистанционно с использованием манипулятора (при необходимости исправляют или заменяют на запасную). Предварительно перед началом разливки убеждабтся в его исправности.

Начало разливки.

На стальковше максимально открывается шиберный затвор, наполняется промковш до уровня - 7 т (по показаниям массы на табло). Кратковременно прикрывается шиберный затвор для проверки его работоспособности. Наполняется промковш до заданного уровня запуска ручьев (не менее 350 мм).

3апуск ручьев производят в следующей последовательности:

-на пульте разливщика переводят переключатель из позиции «подго-товка» в позицию «разливка»; нажимают кнопку «автоматический старт».

- подводят поворотные желоба под стаканы-дозаторы;

- из отверстий стаканов-дозаторов убрают пробки и при необходимости очищают каналы дозаторов от остатков стартовой смеси путем продувки кислородом снизу с помощью медной трубки; порядок запуска ручьев - 1, 2, 5, 6, 3, 4;

- после формирования струи металла из промковша и отвода поворотных желобов производится наполнение металлом кристаллизаторов;

- при достижении заданного уровня металла в кристаллизаторе происходит автоматический запуск ручья;

- в момент запуска ручья автоматически включается механизм качания кристаллизатора и подача воды на вторичное охлаждение.

На первой плавке в серии с использованием системы FNC замена стакан-чика до образования сформировавшейся струи не допускается.

После запуска всех необходимых для разливки ручьев подают в промковш теплоизолирующая смесь из расчета 100-120 кг на плавку (10-12 мешков) и наполняется промковш до заданного рабочего уровня.

Контроль технологического процесса на разливочной площадке.

Уровень металла в промковше (по массе). Разливка ведется при уровне металла в промковше не менее 600 мм. связывающей скорость разливки с диа-метром отверстия стакана-дозатора, весом и уровнем металла в промковше.

Температура металла должна быть (tЛ + 30) 5 0С. Первый замер температуры металла в промковше производить через 5 мин после запуска ручьев, два последующих - через 5 мин. после предыдущего, а затем - через каждые 15 мин. При повышении температуры металла в промковше выше (tЛ + 30) 5 0С допускается снижение уровня ниже рабочего (600-800 мм), но не ниже 350 мм, при этом нижний торец защитной трубы длиной 1300 мм должен быть в металле. При снижении температуры металла в промковше ниже (tЛ + 30) 5 0С необходимо максимально поднимать уровень металла. При закрытии двух или более ручьев измерение температуры производят через каждые 5 минут после закрытия и, при необходимости, корректируют уровень металла в промковше.

Скорость разливки в зависимости от температуры металла в промковше и диаметра канала в стакане-дозаторе. /2, с.23/

Для контроля химического состава стали отбираются две пробы (основ-ная и контрольная). Отбор проб производится после разливки из стальковша, 50 +5 т стали (по показаниям на мониторе компьютера), для чего:

- перекрывают до минимума шиберный затвор стальковша;

- с помощью сухой стальной «ложки» отбирают из-под струи металла стальковша порцию жидкого металла;

- сливают металл из ложки непрерывной струей в сухую нагретую чугунную пробницу, не доливая визуально на 10 мм;

- пробу охлаждают в пробнице до затвердевания, затем сжатым воздухом до потемнения и окончательно - водой;

- после остывания на боковую часть пробы наносят клеймо с указанием номера плавки и номера пробы, пробу доставляют в лабораторию.

Литая проба должна быть плотной, без трещин, раковин, видимых шлаковых включений; на поверхности проб не должно быть заусенцев, пояса от прерыва струи при заливке.

При разливке с использованием системы FNC для замены стакана-дозатора «на лету»:

- перед запуском ручьев в систему FNC устанавливаются нижние стаканы-дозаторы с заданным диаметром канала;

- при необходимости поддержания оптимальной скорости разливки (размыв стакана, нарушение формирования струи, затягивание стакана) сменный стакан-дозатор с помощью гидравлической системы заменяется на новый;

- при необходимости завершения разливки или необходимости закрытия ручья вместо сменного стакана-дозатора устанавливается стакан-заглушка.

Окончание разливки из стальковша.

При наличии в стальковше по показаниям на табло 3-5 т металла сни-мается защитная труба. При появлении первых порций шлака закрывается шиберный затвор сталеразливочного ковша. Пустой стальковш на поворотной башне перемещается из позиции разливки в позицию подготовки.

С помощью крана снимается со стальковша крышка. 3акрывается поступление воздуха, подаваемого на охлаждение шиберного затвора. Снимают гидроцилиндр и шланги охлаждения шиберного затвора. Краном снимается стальковш с поворотной башни.

Разливка методом «плавка на плавку».

Методом "плавка на плавку" разливается сталь одной марки или разных марок одного класса (с разностью по химическому составу смежных плавок по содержанию углерода не более 0,04 %, марганца, хрома и никеля не более 0,15 %), но с одинаковыми требованиями по химическому составу, установленными действующими техническими условиями, стандартами или технологическими распоряжениями.

3а десять минут до окончания разливки первой плавки (при условии, что в разливаемом ковше не более 20 т металла) стальковш со второй плавкой должен быть установлен на второй кронштейн поворотного стенда. Открытие шиберного затвора производится сначала на полную струю с последующим дросселированием её, обеспечивающим заполнение промковша.

Разделение серии на плавки в автоматическом режиме:

- компьютер первого уровня управления технологическим процессом по специальному алгоритму производит разделение серии на плавки;

- маркировка заготовок каждой плавки производится в автоматическом режиме маркировочной машиной;

- информация о количестве заготовок каждой плавки и количестве заго-товок со смешанной сталью автоматически передается в паспорт плавки на компьютер второго уровня управления;

Разделение серии на плавки в полуавтоматическом режиме (при нерабо-тающих втором уровне автоматики и маркировочной машине):

- компьютер первого уровня управления технологическим процессом по специальному алгоритму производит расчет смешанной стали в промковше;

- при показании счетчика смешанной стали, равном 55 %, оператору главного поста управления зафиксировать «пояс» и дать команду оператору газорезки произвести определенное количество оставшихся резов непрерывнолитой заготовки;

- количество оставшихся резов по каждому ручью определяется по фор-муле: Lм/ Мд (где Мд - мерная длина заготовки, Lм - расстояние от мениска до ролика на месте реза). /2, с.25/

Окончание разливки стали из промковша.

При достижении 4-6 т стали в промковше по истечении 10 сек после подачи сигнала «мерная длина» на пульте разливщика вставляют заморозки в каналы стаканов-дозаторов или закрывают глухим стаканом стакан-дозатор с использованием гидравлической системы FNC. С помощью регулятора снижается примерно на половину скорость разливки. Через 20 сек увеличивается скорость разливки до рабочей и выводятся заготовки из камеры вторичного охлаждения.

После выхода концевой части заготовки из валков тянуще-правильного агрегата устанавливается регулятор в положение «ноль». На пульте разливщика устанавливается переключатель из позиции «Хвостовая обрезь» в позицию «Подготовка». Перемещают пульт разливщика в исходное положение.

Таблица 10 - Дефекты непрерывнолитых заготовок и причины их возникновения

Дефект	Причины возникновения
1 Поверхностные дефекты Продольные угловые трещины Продольные гранецентричные трещины Поперечные угловые трещины	Износ или деформация кристаллизатора (недостаточная конусность). Неудовлетворительная центровка кристаллизатора с направляющими роликами. Чрезмерно высокая температура разливаемой стали. Присутствие в стали примесей, таких как сера, фосфор или мышьяк в недопустимо больших количествах. Неравномерное охлаждение кристаллизатора по причине заизвестковывания или засорения водопроводящих каналов инородными предметами. Неравномерное охлаждение заготовки в зоне вторичного охлаждения по причине засорения или расцентровки форсунок вторичного охлаждения. Деформация кристаллизатора, особенно, в районе мениска. Неправильное положение оси сталеразливочного стакана (стакана-дозатора или погружного стакана) относительно оси разливки. Сгибание или разгибание заготовки при температурах ниже 950 °С. Зависание корки слитка к стенкам кристаллизатора в силу недостаточной или неравномерной смазки (некачественная шлакообразующая смесь (ШОС) или неравномерная подача масла при открытой разливке). Неудовлетворительное качание кристаллизатора по причине проблем механического характера. Неправильно выполненная центровка кристаллизатора по отношению к зоне вторичного охлаждения.
Поперечные гранецентричные трещины Продольные ужимины Поперечные ужимины Заворот корки Заливины, наплывы Пояс	Зависание корки слитка к стенкам кристаллизатора в силу недостаточной или неравномерной смазки (некачественная ШОС или неравномерная подача масла при открытой разливке). Чрезмерное охлаждение заготовок в кристаллизаторе или в зоне вторичного охлаждения. Деформация кристаллизатора Значительный перепад уровня стали в кристаллизаторе, в силу моментальной приостановки процесса разливки. Причины образования продольных поверхностных трещин. Недостаточный контакт стали со стенками кристаллизатора по причине неудовлетворительной смазки стенок кристаллизатора (некачественная ШОС или неравномерная подача масла при открытой разливке). Резкие колебания уровня металла в кристаллизаторе в недопустимых пределах. Низкая температура металла. Недостаточная раскисленность стали. Резкое изменение скорости вытягивания. Некачественная ШОС, неравномерная подача смазки при открытой разливке. Внезапная остановка вытягивания заготовки. Причины, приводящие к образованию поперечных трещин (с надрывом оболочки и выливанием жидкого металла в зазор между заготовкой и кристаллизатором). Некачественная ШОС, неравномерная подача смазки при открытой разливке. Обрызгивание стенок кристаллизатора из-за неудовлетворительной организации струи при открытой разливке Внезапные остановки вытягивания заготовки. Неправильная установка разливочного стакана. Пониженная температура металла, нарушения в технологии раскисления, приводящие к затягиванию разливочного стакана промежуточного ковша. Перерыв струи металла из промковша.
Глубокие складки- следы качания кристаллизатора Шлаковые включения	Резкие колебания уровня металла в кристаллизаторе. Кратковременные остановки вытягивания заготовки из-за нарушений работы отдельных узлов МНЛЗ. «Холодный» или перегретый металл. Повышенная вязкость металла из-за нарушений технологии раскисления. Неудовлетворительное качество ШОС (повышенная вязкость) или несоответствие ШОС разливаемой марки стали. Резкие колебания уровня металла в кристаллизаторе. Неправильно установленный режим качания кристаллизатора (несоответствие частоты и амплитуды, марки стали и скорости вытягивания). Нарушения механизма качания кристаллизатора. Холодный» металл (захват шлака на зеркале металла в кристаллизаторе) или перегретый металл (размыв огнеупоров). Нарушения в технологии раскисления. Неудовлетворительная защита струи металла от вторичного окисления. Неудовлетворительное качество ШОС (повышенная вязкость). Низкий уровень металла в промковше.
2 Внутренние дефекты Угловые трещины или ликвационные полоски Трещины или ликвационные полоски, перпендикулярные граням заготовки.	Перегретый металл. Нарушение теплоотвода в углах кристаллизатора. Нарушение режимов вторичного охлаждения, приводящее к отогреву ребер заготовки. Смещение разливочного стакана от осевого положения. Повышенная выработка углов кристаллизатора. Нарушение центровки кристаллизатора. Потеря конусности. Повышенное содержание вредных примесей (серы, фосфора) в разливаемой стали. Перегретый металл. Отсутствие или неравномерный "подбой" воды под кристаллизатором. Потеря конусности кристаллизатора. Несоосность кристаллизатора и опорных устройств ЗВО. Неравномерное или резкое охлаждение поверхности заготовки. Повышенная, для данной температуры, скорость вытягивания заготовки. Разогрев поверхности заготовки в нижних горизонтах ЗВО.
Центральная пористость Подкорковый пузырь	Повышенное содержание серы и фосфора в стали. Перегретый металл. Недостаточная раскисленность стали, повышенное содержание водорода в стали. Повышенная или нестабильная скорость вытягивания заготовки. Интенсивное охлаждение в верхних горизонтах ЗВО с последующим разогревом заготовки. Недостаточная раскисленность металла. Перегретый металл. Некачественная (влажная) ШОС. Смещенный от вертикали погружной стакан. Резкие колебания уровня металла в кристаллизаторе. Недостаточно просушенная футеровка ковшей.
3 Искажение профиля поперечного сечения заготовки Раздутие Ромбичность (овальность)	Перегретый металл. Нарушение режимов вторичного охлаждения. Разливка со скоростью, превышающей нормативную. Недостаточное или неравномерное вторичное охлаждение. Неправильная настройка опорных роликов или поломка роликов вторичного охлаждения. Разливка в изношенный или деформированный кристаллизатор. Сверхдопустимый перегрев металла в промковше. Неравномерный теплоотвод в кристаллизаторе (неравномерная подача ШОС, отложения на внутренней поверхности гильзы кристаллизатора)



3. Организация производства

3.1 Грузопотоки кислородно-конвертерного цеха

Конвертерный цех представляет собой сложный комплекс специализированных зданий и сооружений, оснащенных разнообразным оборудованием и связанных между собой транспортными и энергетическими коммуникациями. Разделение основных элементов производственного процесса и связанных с ним грузопотоков по специализированным отделениям и участкам упрощает организацию производственного процесса и позволяет в наибольшей степени механизировать трудоемкие работы, при этом достигаются наиболее высокие технико-экономические показатели работы цеха при обеспечении требуемого качества металла. /8, с.153/

Жидкий чугун подают к конвертерам по железнодорожным путям чугуновозами из расположенного рядом с загрузочным пролётом верхнего миксерного отделения. Заливочные ковши поднимают с чугуновозов и заливают чугун мостовым заливочным краном. Стальной лом из отделения магнитных материалов подают в загрузочный пролёт в совках на тележках. Завалка осуществляется кранами из совков.

Сталь выпускают в сталеразливочный ковш, установленный на сталевозе, который транспортирует ковш в разливочный пролёт. Шлак сливают в ковш, установленный на несамоходном шлаковозе, который вывозят из цеха локомотивом по поперечным криволинейным путям. Так же сталеразливочный ковш подают в ОНРС для разливки стали на МНЛЗ, ковш устанавливают на двухпозиционный стенд, позволяющий быстро заменять ковши и производить разливку непрерывно “плавка на плавку”. После МНЛЗ заготовки поступают по системе рольгангов в передаточный пролет, а затем в отделение складирования и ремонта литых заготовок. Распределение сыпучих материалов по расходным бункерам осуществляется при помощи автоматической сбрасывающей тележки. Число расходных бункеров шесть, имеются двое бункерных весов-дозаторов грузоподъёмностью 5/1 т. Подачу материала в весы дозаторы осуществляют при помощи электровибрационных питателей.

Материал непосредственно после весов-дозаторов по трубчатым течкам поступает в конвертер.

В ККЦ ферросплавы, подаваемые автомашинами в саморазгружающихся бадьях, объёмом по 2,8 м3, хранят в двух бункерах, установленных на рабочей площадке в торце цеха. Из каждого бункера электровибрационные питатели выдают ферросплавы на ленточный конвейер, который при помощи реверсивного конвейера транспортирует их к каждому конвертеру. У конвертеров на отметке +18 м расположены весы-дозаторы с пределом взвешивания 3 т. Из весов-дозаторов ферросплавы электровибрационными питателями направляют в две мульды, установленные на тележке выкатного пода печи для прокаливания. После загрузки мульд тележка заезжает в печь. Перед сливом металла тележку выкатывают и при помощи гидротолкателя каждую мульду поочерёдно опрокидывают в течку; через течку ферросплавы попадают в сталеразливочный ковш. Управление механизмами всего тракта дистанционное.

3.2 Подготовка промежуточного ковша МНЛЗ к приему металла

Промежуточны ковш служит для приема металла из сталеразливочного ковша и его равномерного распределения по всем ручьям МНЛЗ.

После окончания разливки плавки или серии плавок:

- перемещают промковш на тележке из позиции разливки в позицию парковки;

- краном снимается промковш на участок подготовки промковшей.

На участке подготовки с промковша снимаются крышки и тщательно их очищают особенно нижнюю поверхность. После полного затвердевания остатков металла промковш устанавливается и блокируется на стенде опрокидывания. Развернуть промковш в исходное положение и разблокировать его. Затем промковш перемещается со стенда опрокидывания на стенд торкретирования.

Оценка состояния футеровки промковша и крышки, ремонт, установка стаканов-дозаторов, торкретирование и сушка проводится в соответствии с инструкцией. /9, с.4/

Перед установкой на сушку стаканы-дозаторы тщательно очищаются от мастики, а футеровка промковшей и крышек - от мусора и грязи. Воронки стаканов - дозаторов закрыть металлическими листами размерами 0,7-300-300 мм от попадания посторонних предметов.

При необходимости замены бетонного слоя футеровки изношенный слой обрушается на стенд ломки футеровки, затем осуществляется ревизия металлоконструкций ковша, в том числе навариваются (при необходимости) новые штыри для удержания бетонного слоя. Ковш устанавливается на передаточную тележку со стендом футеровки и заводится в помещение, где осуществляется кирпичная кладка днища и заливка бетонного слоя футеровки днища. После необходимой выдержки ковш выводится из помещения, в него краном устанавливается шаблон, ковш на передаточной тележке вновь заводится в помещение, где производится заливка бетонного слоя футеровки стен в соответствии с заводской технологической инструкцией. После необходимой выдержки ковш передается на стенд сушки. После сушки и охлаждения бетонного слоя до температуры 70-80 0С осуществляется нанесение торкретслоя.

Установка промковша на разогрев производится только по команде мастера разливки, который принимает ковш у мастера УРПМ под роспись в сертификате ковша. Подготовленный ковш устанавливается на разливочную тележку и перемещается в позицию разогрева.

Убедившись, что отверстия крышки промковша совмещены с горелками стенда разогрева, разжечь горелки и опустить в промковш. Температура футеровки промковша перед подачей на разливку должна быть в пределах 1200 +50 0С, а промежуток времени между отключением горелок разогрева и началом наполнения промковша металлом - не более 10 мин.

При съезде подготовленного промковша с позиции разливки в позицию парковки в обязательном порядке пылесосом полностью очистить каналы стаканов-дозаторов от стартовой смеси, каналы снизу продуть кислородом. Затем осуществляется подогрев промковша при температуре футеровки 1200 +50 0С до подачи на разливку, но не менее 30 мин.



4. Экономика производства

4.1 Расчет производственной программы цеха

Таблица 20 - Исходная информация для проведения расчета

Наименование показателей	Единица измерения	Индекс обознач.	Номер конвертера
			1	2	3
Номинальная емкость печи	т	Ек	160	160	160
Календарное время	сут	KB	366	366	366
Время проведения капитальных ремонтов	сут	КР	24,13	0	6
Время проведения ППР	сут	ППР	2,23	0,99	1,95
Резерв времени, в том числе смена футеровки	сут	РВ	0	11,25	4
Продолжительность одной плавки	мин	t	47,79	48,38	47,55
Масса садки	т	Q	134,9	134,56	134,66
Коэффициент выхода годных слитков		Кг	0,95	0,95	0,95

Планирование производительности конвертеров осуществляются по номинальному времени работы, то есть по времени, когда конвертер находится в горячем состоянии. Номинальное время работы, осуществляется для каждого конвертера по формуле:

НВ=КВ-(КР + ППР + РВ), сут. (4)

НВ1=366-(24,13+2,23+0)=339,64

НВ2=366-(0+0,99+11,25)=353,76

НВ3=366-(6+1,95+4)=354,05

Время нахождения в резерве 1 конвертера определяется по формуле:

РВ = (KB - ?пpocmoeв) / 3, сут; (5)

РВ=(366-35,3)/3=110,23

где 3 - количество агрегатов.



?простоев = (КР + ППР) (6)

?простоев=(30,13+5,17)=35,3

Следующий этап заключается в суточной производительности каждого конвертера. Для этого используется формула:

Псут = 1440/ t • Q• Кн • Кг; тонн (7)

Псут.1=1440/47,79 • 134,9 • 0,95 • 0,95=3668,5

Псут2=1440/48,38 • 134,56 • 0,94 • 0,95=3576,5

Псут3=1440/47,55 • 134,66 • 0,93 • 0,95=3602,9

где 1440 - продолжительность суток, мин;

Q - масса садки, тонн;

Кг - коэффициент выхода годных слитков;

Кн - коэффициент использования номинального времени, который

определяется по формуле:

Кн = 100-а/100; (8)

Кн1=100-5/100=0,95

Кн2=100-6/100=0,94

Кн3=100-7/100=0,93

где а - текущие простои конвертера, в % к номинальному времени.

Годовая производительность каждого конвертера определяется по формуле:

Пгод. = Псут • НВ, тонн (9)

Пгод1=3668,5 • 339,64=1245969,3

Пгод2=3576,5 • 353,76=1265222,6

Пгод3=3602,9 • 354,05=1275606,7

Путем суммирования Пгод. для каждого конвертера рассчитывается производственная программа кислородно-конвертерного цеха.

?Пгод. Цеха=1245969,3+1265222,6+1275606,7=3786798,6

Среднесуточная производительность цеха определяют в календарные сутки:

Пср. сут = ?Пгод. цеха/ 366, тонн (10)

Пср. Сут=3786798,6/366=10346,4

Завершающим этапом расчета производственной программы, является определения показателя, характеризующего степень использования конвертеров в номинальные сутки:

Вс = ?год. цеха/ ?(Ек НВ), т; (11)

Вс1=1245969,3/(160 • 339,64)=22,9

Вс2=1265222,6/(160 • 353,76)=22,4

Вс3=1275606,7/(160 • 354,05)=22,5

Вс=3786798,6/167592=22,6

где ?год. цеха - годовое производство кислородно-конвертерной

стали;

Ек - номинальная емкость конвертера, т;

НВ - номинальное время, сут.

Таблица 21 - Расчетные показатели по определению производственной программы конвертерного цеха

Наименование показателей	Ед изм	Индекс обозн.	Номер конвертера	Итого
			1	2	3
Номинальная емкость конвертера	т	Ек	160	160	160	480
Баланс времени:	сут	БВ
-календарное время		KB	366	366	366	1098
-номинальное время		НВ	339,64	353,76	354,05	1047,45
-капитальные ремонты		КР	24,13	0	6	30,13
-планово-предупреждающие ремонты		ППР	2,23	0,99	1,95	5,17
-резерв времени, в том числе смена футеровки		РВ	0	11,25	4	15,25
-текущие простои к номинальному времени	%	ТП	5	6	7	18
Длительность плавки	мин	t	47,79	48,38	47,55	143,72
Масса садки	т	Q	134,9	134,56	134,66	404,12
Суточная производительность	т	cym	3668,5	3576,5	3602,9	10847,9
Годовая производительность	т	Пгод.	1245969,3	1265222,6	1275606,7	3786798,6
Степень использов. конвертера	т	Bс	22,9	22,4	22,5	22,6

В результате расчета производственной программы кислородно-конвертерного цеха среднесуточная производительность цеха равна 10346,4 тонн, производительность цеха равна 3786798,6 тонн за год.

4.2 Расчет калькуляции себестоимости выплавки одной тонны стали марки 3сп

Себестоимость продукции является одним из основных показателей работы металлургического предприятия. Объем производства стали марки 3 сп составляет 300000 тонн.

Таблица 22 - калькуляция себестоимости одной тонны стали марки 3сп

Наименование статей и элементов затрат	Расход на весь выпуск (руб.)	Расходы на одну тонну
		Цена (руб)	Кол-во (т)	Сумма (руб/т)
1	2	3	4	5
Заданно в производство - сырье и основные материалы жидкий чугун лом ферросплавы Итого:	1382859 77619 2397	5238,1 1047,5 499,7	0,880 0,247 0,016	4609,53 258,73 7,99 4876,25
- отходы недоливки нормальные литники скрап негабаритный Итого:	786 9 267	137,9 10,54 52,6	0,019 0,003 0,017	2,62 0,03 0,89 3,54
- добавочные материалы известь обожженная доломит обожженный науглераживатель люнкерит 28% люнкерит 28шм известняк дробленный кокс графит Итого:	12264 10287 1242 147 3651 207 39 954	670,121804,9 1378,93 16468,84866,46 230,0 2544,5110600,0	0,0610,0190,0030,000030,0025 0,003 0,00005 0,0003	40,88 34,29 4,14 0,49 12,17 0,69 0,13 3,18 95,97
Расход по переделу - Технологическое топливо газ природный газ доменный - Энергетические затраты электроэнергия пар	279 309 4032 192	93,0 1030,0 537,6 160,0	0,01 0,001 0,025 0,004	0,93 1,03 13,44 0,64
вода техническая сжатый воздух кислород азот Итого: - основная зарплата - начисления на зарплату - содержание основных средств - расходы по охране труда - амортизация - прочие расходы - кап. ремонт - Расходы по переделу на МНЛЗ газ доменный электроэнергия вода техническая вода химически очищенная сжатый воздух кислород азот азот низкого давления Итого: - основная зарплата рабочих - начисления на зарплату - содержание основных средств - текущий ремонт - расходы по охране труда - работа транспортных цехов - амортизация - прочие расходы	1446 1380 7719 663 3141 1020 16125 165 1596 4674 2010 3543 2352 3069 1980 612 1425 1761 45 6345 1638 65139 8313 429 3957 41373 5895	301,25 85,19 428,83 221,0	0,016 0,054 0,06 0,01	4,82 4,60 25,73 2,21 53,4 10,47 3,40 53,75 0,55 5,32 15,58 6,7 11,81 7,84 10,23 6,60 2,04 4,75 5,87 0,15 49,29 21,15 5,46 217,13 27,71 1,43 13,19 137,91 19,65
Всего РПП Общекомбинатовске расходы 20% от РПП				539,4 107,88
Производственная себестоимость (ПС}				5179,25

Производственная себестоимость рассчитывается путем суммирования статей:

ПС = П1 +П2 + ПЗ+П4+П5+ОКР,руб/т. (12)

ПС=4876,25-3,54+95,97+53,4+49,29+107,88=5179,25

где П1 - задано в производство;

П2 - отходы;

П3 - добавочные материалы;

П4 - расход по переделу;

П5 - расход по переделу на МНЛЗ;

ОКР - 20% от РПП.

Расчет прямых затрат осуществляется умножением нормы расходы на цену материальных ресурсов, например затраты на сырье и материалы = гр4.-гр.5. V=300000 т. Косвенные затраты распределяются пропорционально объему производства.

В результате расчета себестоимость одной тонны стали при разливке на МНЛЗ, равняется 5179,25 руб./тонну, а при разливке в изложници, равняется 5549,9 руб./тонну.

4.3 Расчет экономической эффективности работы цеха

Преимущества непрерывной разливки:

- повышение однородности металла и улучшение его качества благодаря ускорению затвердевания стали в условиях непрерывной разливки;

- более высокий выход годного металла по сравнению со слитками, отлитыми сифонным способом или в изложницы сверху, в результате резкого сокращения головной и донной обрези на 10-12%;

- более высокая производительность и облегчение условий труда, создание предпосылок для полной автоматизации и механизации процесса разливки;

- исключение цехов подготовки изложниц, отделений раздевания слитков, обжимных станов - блюмингов или слябингов и их оборудования.

Таблица 23 - Исходные данные для расчета экономической эффективности работы цеха

Наименование статей	Обозн.	Единицы измерения	Значение
			При разливке в изложницы	При разливке на МНЛЗ
Масса разливаемой стали	Q	тонн	135	135
Коэффициент выхода годных слитков	Кг	-	0,85	0,95
Выплавлено стали за год марки 3сп	Vц	тонн	300000	300000
Производственная себестоимость	ПС	рублей	5549,9	5179,25
Объем годной стали	Vмнлз	тонн	255000	285000
Капиталовложения	Кв.	рублей		149537936

Определим суточную производительность МНЛЗ:



Рс =24 • Q • К1 • К2 • К3 /Тц,, (13)

где Q - масса разливаемой стали, тонн;

К1 - коэффициент, учитывающий общецеховые задержки, (~0,9);

К2 - коэффициент, учитывающий задержки в подготовке МНЛЗ,(~0,9);

К3 - коэффициент выхода годных слитков;

Тц - продолжительность цикла разливки, час;

Рс = 24 • 135 • 0,9 • 0,9 • 0,95/1,20 = 2077 тонн,

Определим фактическое время работы МНЛЗ за год для стали марки сталь 3сп:

ФВ = Vц • Рс , суток (14)

где Vц - количество выплавленной стали;

Рс - суточная производительность стали на МНЛЗ.

ФВ = 300000/2077 =144 дня;

Определяем разницу себестоимости 1 тонны стали при разливке на МНЛЗ и при разливке в изложницы:

С = Сизлож. - Смнлз , рублей (15)

где Сизлож - себестоимость стали при разливке в изложницы;

Смнлз - себестоимость стали при разливке на МНЛЗ.

С = 5549,9 - 5179,25 = 370,65 рублей

Далее необходимо определить экономическую эффективность от внедрения разливки стали на МНЛЗ. Для этого рассчитываем срок окупаемости затрат, связанных с внедрением МНЛЗ:

Т = Кв. / С • Vмнлз , (16)



где Кв. - капиталовложения, рублей

С - снижение себестоимости стали,

Vмнлз - объем производства на МНЛЗ, тонн

Т = 149537936/370,65• • 285000 = 1,14

Далее определяем годовую экономическую эффективность, по формуле:

Эг. = С • Vмнлз - Ен. • Кв., , (17)

где Эг - годовая экономическая эффективность,

Ен - нормативный коэффициент, он равен 0,16;

Эг = 370,65 • 285000 - 0,16 • 149537936 = 81709,2, тыс. руб.

Так как расчетный срок окупаемости затрат меньше нормативного, то мероприятие экономически выгодно. (Тр<Тн).

Определим увеличение годовой прибыли за счет резкого сокращения головной обрези на 10-12%:

Эув. = (Эг • 0,1)+Эг, рублей (18)

где Эув. - увеличение годовой прибыли;

0,1 - процент увеличения годной стали;

Эув. = (81709,2 • 0,1) + 81709,2 = 89880,12, тыс. руб.



5. Техника безопасности

5.1 Безопасность труда при разливке стали на МНЛЗ

При разливке стали на МНЛЗ работники подвергаются опасным повреждениям от горячего металла, поражению электрическим током, механическим повреждениям и др. Работу производят в положенной нормами спецодежде и средствах индивидуальной защиты. При подаче сталеразливочного ковша с металлом на МНЛЗ выполняют следующее: /10, с.20/

- при транспортировке сталеразливочного ковша с металлом удаляются на безопасное расстояние;

- руководят постановкой сталеразливочного ковша на свободную консоль подъемно-поворотного стенда;