Доклад: Обработка металла под давлением

Введение

Необходимость повышения требований к качеству стали, ограниченные возможности регулирования физических и физико-химических условий протекания процессов плавки стали в сталеплавильных агрегатах (дуговых печах, конвертерах и др.) привели к созданию новых сталеплавильных процессов, соответствующих современному уровню развития техники. Одним из элементов таких технологий является внепечная обработка стали (другие названия: внепечная металлургия, ковшевая металлургия, ковшевое рафинирование [1]). Обеспечивая получение не только высокого качества, но и повышение производительности сталеплавильных агрегатов, внепечная обработка стали стала неотъемлемой частью сталеплавильного производства.

В настоящее время в мировой практике методами внепечной металлургии обрабатывают сотни миллионов тонн стали. Быстрое и широкое распространение внепечной обработки объясняется многими положительными моментами, главными из которых являются:

-упрощение технологии конвертерной плавки, так как появляется возможность продувки металла кислородом до низких содержаний углерода с последующей корректировкой состава по углероду и другим примесям [2,3];

— создание условий для ведения конвертерной плавки с очень малым количеством шлака («бесшлаковая» технология), с малым расходом материа­лов, меньшими потерями железа в шлак и т.д. [2,4];

— замена двухшлаковой технологии электроплавки на одношлаковую без скачивания шлака (уменьшаются продолжительность плавки, расход электроэнергии, увеличивается производительность и т.д. [9]);

-обеспечение надёжной и высокопроизводительной работы машин непрерывной разливки стали с возможностью регулировки требуемой от плавки к плавке температуры и получение металла чистого от вредных примесей, прежде всего по сере [5,6];

— получение более дешёвыми методами и в больших количествах особо чистой стали с ничтожным содержанием нежелательных примесей. Это, в свою очередь, позволяет получать сталь новых марок с очень высокими показателями прочности и пластичности;

— изменение структуры и типа потребляемых ферросплавов и раскислителей в сторону снижения требований к составу и соответствующее их удешевление [8];

— широкое внедрение технологии «прямого легирования» с использованием природно-легированных руд, а также материалов из шлаковых отва­лов и различных отходов смежных производств;

— возможность разработки безотходной технологии литья.

Эти и многие другие достоинства сталеплавильных технологий с использованием методов внепечной обработки привели к тому, что сегодня работа сталеплавильных цехов немыслима без наличия в их составе агрегатов внепечной обработки. Внепечная обработка решает следующие проблемы: уменьшение разброса данных по химическому составу металла и его температуры, глубо­кая десульфурация, легирование, глубокое обезуглероживание, раскисление, дегазация, уменьшение содержания неметаллических включений.

В настоящее время разрабатываются технологии применения при выплавке конструкционных марок сталей алюминиевых гранул [19]. Они применяются для раскисления стали при выплавке, для легирования специальных марок стали алюминием и при обработке жидкой стали синтетическими шлаками в ковше. Применение алюминия в виде гранул, массой несколько граммов, ускоряет процесс их расплавления и растворения в основной массе жидкой стали, что в конечном счёте ведёт к более эффективному раскисле­нию стали и снижению расхода раскислителя.

Изготовление гранул основано на использовании поверхностного натяжения жидкостей. Жидкий алюминий заливают в чашу гранулятора и, протекая через отверстия в днище чаши, он на воздухе разделяется на отдельные капли и быстро затвердевает в воде.

Разработка технологии изготовления гранулированного алюминия производилась в фасонолитейном цехе (ФЛЦ) ОАО «НЛМК», а исследование технологии применения алюминиевых гранул производилось в ККЦ-1 и ККЦ-2 ОАО «НЛМК».

1. Особенности технологии внепечной обработки при производстве высококачественной стали.

1.1 Основные методы внепечной обработки стали

Внепечная обработка стали начала активно применяться для повышения производительности сталеплавильных печей и конвертеров, позволяя выне­сти часть процессов рафинирования из этих агрегатов в ковш [7]. Однако уже начало внедрения современных процессов внепечной обработки показало, что они позволяют существенно улучшить качество стали. Внепечной обра­боткой оказалось возможным не только существенно улучшить качество ста­ли (механические свойства, коррозионную стойкость, электротехнические показатели и др.), но и получить сталь с принципиально новыми свойствами, например сталь со свободными междоузлиями, содержащую С 0,003 % и N 0,004 % и не имеющую предела текучести, т.е. способную работать до предела прочности [11, 20]. В сталеплавильных печах и конвертерах такую сталь получить невозможно.

Появилась возможность гарантированно получать сталь с узкими пределами содержания элементов. Это позволило уменьшить коэффициент запаса прочности, учитываемым при проектировании, с обычных 1,5-3,0 до 1,2-1,4, т.е. примерно в два раза при сохранении высокого качества стали, её однородности, низкого содержания включений [22, 24]. Соответственно уменьшены массы машин и конструкций, их габариты, стоимость транспортировки.

Наиболее простым способом внепечной обработки стали с целью улучшения её качества является продувка жидкого металла в ковше инертным газом. Пузырьки газа, всплывающие при продувке через весь слой металла, способствуют его рафинированию. При увеличении интенсивности массопереноса в ковше происходит выравнивание состава и температуры в объёме металла. Интенсивное перемешивание ускоряет доставку неметаллических включений к поверхности металл — шлак и удаление их из стали. Этому же способствует удаление неметаллических включений пузырьками продувае­мого газа вследствие их адсорбции на поверхности этих пузырьков. Так как парциальное давление водорода в пузырьках инертного газа равно нулю, они по отношению к водороду являются в некотором смысле вакуумными полос­тями и экстрагируют его из металла [21].

Продувку инертным газом в ковше широко применяют и в сочетании с другими способами внепечной обработки (вакуумом, порошками) для интенсификации массо — и теплообменных процессов. Наиболее часто для продув­ки в ковше используют аргон, который получают на кислородных станциях металлургических заводов при разделении воздуха с целью производства ки­слорода.

Иногда для продувки металла в ковше применяют азот. Это возможно, когда сталь не содержит нитридообразующих элементов, имеющих высокое химическое сродство к азоту (циркония, титана, ванадия). Такие элементы, если и не связывают азот в нитриды при температурах внепечной обработки вследствие малых концентраций, то понижают его активность, вызывая повышение растворимости.

Расход инертного газа при продувке обычно составляет 0,3-2,0 м3 /т ста­ли. Газ в металл подают через погружаемую фурму («ложный стопор»), через пористую огнеупорную пробку в днище ковша или через пористые швы в днище ковша. «Ложный стопор» представляет собой стальную трубу, футерованную снаружи огнеупорными катушками. Для усиления эффекта иногда используют стопоры с огнеупорной пробкой, насажанной на выходную часть трубы и имеющей расположенные радиально или перпендикулярно оси сто­пора отверстия для выхода газа. Стопор опускают в металл сверху до уровня на 200...300 мм выше днища ковша [34, 37]. Однако ложные стопоры для продувки имеют и недостатки, поскольку представляют собой устройства одноразового использования. Ещё более существенно то, что во время продувки наиболее интенсивное движение металла и газа происходит вдоль стопора (даже при использовании пробок, направляющих газ радиально или горизонтально). Вследствие этого огнеупорная футеровка стопора быстро размывается, и частицы её поступают в ме­талл, отрицательно влияя на возможность его очистки от неметаллических включений [36]. Поэтому использование ложных стопоров для продувки металла инертным газом не нашло широкого применения.

На отечественных заводах также применяют продувку инертным газом через шиберный затвор. Этот способ отличается простотой устройства и отсутствием необходимости специальных переделок в футеровке ковша. При установке разливочного стакана в гнездо ковша в него вводят трубку для продувки аргоном и засыпают стакан и верхнюю часть гнезда ковша магнезитовой крошкой. С начала выпуска стали в ковш начинают продувку арго­ном, который в первый момент пробивает ход в подсыпке, образуя своеобразное «сопло» [41].

Продувка аргоном через трубку, установленную в шиберном затворе, имеет преимущество по сравнению с другими способами продувки, посколь­ку при одинаковом расходе газа она обеспечивает большую мощность перемешивания вследствие большей кинетической энергии поступающей в жид­кий металл газовой струи.

Продувку инертным газом обычно производят после полного раскисления стали, включая присадки алюминия, имеющего большую раскислительную способность. Интенсивность продувки и её продолжительность зависят от массы металла и требуемого результата. Обычно продувка продолжается от 3 до 10 мин.

Если продувать инертным газом сталь, не раскисленную алюминием, что делают редко, то на поверхности пузырьков, в которых парциальное дав­ление оксида углерода возможно протекание реакции окисления уг­лерода [С] + [О] = СОгаз, т.е. раскисление углеродом в вакууме. Результатом этого является снижение окисленности стали и уменьшение содержания ок­сидных включений после полного раскисления алюминием [42]. Однако ос­новная часть неметаллических включений при продувке инертным газом удаляется механическим путём вследствие их выноса к поверхности металла со шлаком. Поэтому углеродное раскисление продувкой инертным газом не полностью раскисленного металла не нашло применения.

Вследствие выравнивания состава и температуры металла, снижения со­держания в нём неметаллических включений сталь, обработанная инертным газом в ковше, имеет повышенные пластические свойства и ударную вяз­кость, а также пониженную анизотропность механических свойств.

Другим видом внепечной обработки стали является обработка металла вакуумом. Обработка металла вакуумом (снижение давления над расплавом) влия­ет на протекание тех реакций и процессов, в которых принимает участие га­зовая фаза. Газовая фаза образуется, в частности при протекании реакции окисления углерода; газовая фаза образуется при протекании процессов выделения растворенных в металле водорода и азота, а также процессов испа­рения примесей цветных металлов [43]. Обработка вакуумом воздействует на характер протекания именно этих реакций.

В настоящее время в различных странах успешно работают сотни установок внепечного вакуумирования различных конструкций. Самым простым способом является способ вакуумирования в ковше. Лучшие результаты при этом получаются при вакуумировании нераскисленного металла. Растворён­ный в металле кислород взаимодействует при вакуумировании с растворён­ным в металле углеродом; из ванны, кроме того, энергично выделяется рас­творённый в металле водород и ванна вскипает [44]. После интенсивной де­газации в металл вводят раскислители и легирующие добавки. Недостатком вакуумирования в ковше является невысокая эффективность метода при вакуумировании ­относительно больших масс металла (> 50 т) и неравномер­ность состава металла в ковше после ввода раскислителей и легирующих вследствие слабого перемешивания всей массы металла [45]. Положение улучшается в случае, когда предусматривается продувка металла в ковше инертным газом. Но при этом к обычным потерям тепла при выпуске и выдержке в ковше добавляются потери тепла в результате нагрева продуваемого через металл газа [44, 45].

В настоящее время наиболее распространёнными способами обработки металла вакуумом в ковше являются:

1) помещение ковша с металлом в ва­куумную камеру и последующее перемешивание металла инертным газом; раскислители вводят в ковш из бункера, находящегося в вакуумной камере; данный метод часто называют «ковшовым вакуумированием»;

2) вакуумирование при переливе из ковша в ковш или из ковша в изложницу; поскольку обработке вакуумом подвергается «струя» металла, данный метод называют «струйным вакуумированием» или «вакуумирование струи»;

3) порционное вакуумирование;

4) циркуляционное вакуумирование.

Два последних спосо­ба в настоящее время получили наибольшее распространение. В производстве высококачественного металла стали применять метод вдувания порошков различного состава.

Целью продувки металла порошкообразными материалами (или вдува­ние в металл порошкообразных материалов) является обеспечение макси­мального контакта вдуваемых твёрдых реагентов с металлом, максимальной скорости взаимодействия реагентов с металлом и высокой степени использо­вания вдуваемых реагентов. Достоинством метода является введение реаген­та и металла струёй газа-носителя, который оказывает положительное воз­действие на металл [39, 46]. Газом-носителем может быть:

1) окислитель (на­пример, кислород или воздух);

2) восстановитель (например, природный газ);

3) нейтральный газ (например, аргон).

В качестве вдуваемых реагентов ис­пользуют шлаковые смеси, а также металлы или сплавы металлов [47]. Метод вдувания порошков используют для следующих целей:

1. Дефосфорация металла. При использовании шлаковых смесей для удаления фосфора в металл обычно вдувают в струе кислорода смесь, состоящую из извести, железной руды и плавикового шпата [46];

2. Десульфурация металла. Для удаления серы в металл вдувают в струе аргона или азота флюсы на основе извести и плавикового шпата; смеси, содержащие кроме шлакообразующих также кальций или магний; реагенты, которые вследствие больших энергий взаимодействия и соответствующего пироэффекта обычными способами вводить в металл нельзя (кальций, маг­ний) [46,48,49];

3. Раскисление и легирование, в том числе введение металлов, которые вследствие токсичности обычными методами вводить опасно (свинец, селен, теллур);

4. Ускорение шлакообразования (например, в конвертерных цехах вдувание порошкообразной извести используют при переделе высокофосфористых чугунов);

5. Науглероживание. Вдувание в металл порошкообразных карбонизаторов (графита, кокса и т.п.) позволяет решать различные задачи: — корректиро­вать содержание углерода в металле;

— при недостатке или отсутствии чугуна повышать в металле содержание углерода до пределов, необходимых для нормального ведения процесса; — раскислять металл (вдувание в окисленный металл порошка углерода вызывает бурное развитие реакции обезуглероживания, содержание кислорода при этом уменьшается, а выделяющиеся пузы­ри монооксида углерода «промывают» ванну от газов и неметаллических включений). Порошок графита или кокса может вводиться в ме­талл непосредственно в печи, а также в ковш или на струю металла, выпус­каемого из печи в ковш [29]. Существуют и другие цели использования этого метода.

Наибольшее распространение получила практика использования метода для введения в сталь таких реагентов, как кальций и магний.

Наиболее широкое развитие в производстве высококачественной стали в настоящее время уделяется применению при внепечной обработке металла методу обработки стали синтетическими шлаками.

Перемешивание металла со специально приготовленным (синтетиче­ским) шлаком позволяет интенсифицировать переход в шлак тех вредных примесей (серы, фосфора, кислорода), которые удаляются в шлаковую фазу. В тех случаях, когда основная роль в удалении примесей принадлежит шла­ковой фазе, скорость процесса пропорциональна площади межфазной по­верхности. Если основной задачей является удаление из металла неметалли­ческих включений определённого состава, то соответственно подбирают со­став синтетического шлака (например, металл, выплавленный в кислой печи, обрабатывают основным шлаком; металл, выплавленный в основной печи, кислым) [26]. Если необходимо снижение содержания серы в металле, то подбирают шлак с максимальной активностью СаО и минимальной активностью FeO. Во многих случаях задача заключается, во-первых, в получении шлака заданных состава и температуры, и, во-вторых, в разработке способа получения максимальной поверхности контакта шлаковой и металлических фаз. При этом должны быть обеспечены условия, необходимые для после­дующего отделения шлака от металла. Обработка стали в ковше жидкими синтетическими шлаками как способ удаления из металла нежелательных примесей была предложена, в 1925 г. советским инженером А.С. Точинским; в 1933 г. способ обработки металла жидкими известково-глинозёмистыми шлаками был запатентован французским инженером Р. Перреном [50, 51]. Практическую проверку прошёл ряд разновидностей способа обработки ме­талла шлаками различного состава:

1) жидкими известково-железистыми шлаками для дефосфорации;

2) кислым шлаком для снижения содержания кислорода и оксидных неметаллических включений;

3) жидкими известково-глинозёмистыми шлаками для десульфурации и раскисления металла;

4) шлаками различного состава во время разливки и кристаллизации металла для удаления вредных примесей и получения хорошей поверхности слитка [27].

А.С. Точинский впервые в мире провёл промышленные эксперименты по дефосфорации бессемеровской стали известково-железистым шлаком и рафинировал основную мартеновскую сталь кислым шлаком для раскисле­ния (содержание кислорода в металле удавалось снизить на 30-55 %) [52]. Позднее известково-железистые шлаки (60-65% СаО и 20-35% оксидов же­леза) неоднократно применяли для обработки конвертерной стали, получая высокую степень дефосфорации. Так, содержание фосфора в томасовской стали удавалось снизить с 0,06 до 0,01 %, а в рельсовой бессемеровской ста­ли с 0,05-0,09 до 0,01-0,03 % [45]. Однако опыт показал, что обработка из­вестково-железистым шлаком углеродистого металла приводит, вследствие протекания реакции (FeO) + [С] = СОг + Fеж к бурному вскипанию и выбро­сам.

Кроме того, обработка железистым шлаком затрудняет проведение операции раскисления металла.

Метод обработки стали известково-глинозёмистым шлаком исследовал­ся ЦНИИЧМ и рядом заводов. В соответствии с разработанной технологией шлаки с высоким содержанием СаО и добавками Аl2О3 (для снижения температуры их плавления и обеспечения необходимой жидкотекучести) расплав­ляют в специальной электропечи и заливают в сталеразливочный ковш при выпуске стали из сталеплавильной печи или из конвертера [53]. При сливе металла на находящийся в ковше синтетический шлак обе взаимодействую­щие фазы (сталь и шлак) интенсивно перемешиваются, шлак эмульгирует в металл и в какой-то степени эмульгирует металл в шлаке с последующим разделением фаз. Интенсивность и глубина протекания процесса определя­ются высотой падения струи металла и шлака, физическими характеристика­ми и составом шлака. Основной целью является обеспечение в процессе об­работки максимальной межфазной поверхности. Наибольшее влияние при этом имеет высота падения струи металла, а также вязкость шлака.

Содержащаяся в металле сера взаимодействует с СаО шлака и переходит в шлак. Поскольку синтетический шлак содержит обычно ничтожно малые количества таких оксидов, как FeO и МnО, то обработка шлаком сопровож­дается снижением окисленности металла; в шлак переходит также некоторое количество таких оксидных включений, которые хорошо смачиваются синтетическим шлаком или взаимодействует с ним.

Разновидностью метода обработки стали жидкими синтетическими шлаками является совмещённый процесс (или так называемый метод смещения), когда в сталеразливочном ковше одновременно смешиваются и сталь, и син­тетический шлак, и жидкая лигатура (расплавленные ферросплавы). Исполь­зование этой технологии позволяет, например, смешивать металл из 100-т мартеновской плавки и лигатуру, полученную в 20-т дуговой электропечи и получать 120 т высококачественной стали электропечного сортамента. Метод смещения был разработан на ИжМЗ [54].

Методы смешения и совмещённый позволяют получить высококачественную сталь с использованием относительно простого оборудования. Во всех случаях при обработке металла синтетическим шлаком возможно дос­тижение стандартного состава и более стабильных показателей качества от плавки к плавке. Расход синтетического шлака относительно невелик: 3-5 % от массы металла. При относительно малом количестве шлака легче обеспе­чить стандартность его состава и свойств.

К основным требованиям, предъявляемым к синтетическим известково-глинозёмистым шлакам относятся минимальная окисленность (это обеспечивает хорошие условия для раскисления стали и её десульфурации) и макси­мальная активность СаО (это обеспечивает хорошие условия для десульфу­рации стали). В связи с этим синтетические известково-глинозёмистые шлаки не должны содержать оксидов железа, а содержание кремнезёма должно быть минимальным. Присутствие фосфора в таких шлаках исключается, что­бы не допустить его переход в металл при обработке. В тех случаях, когда в шихте, из которой плавят шлак, содержится некоторое количество кремнезё­ма, в состав шлака вводят MgO, который образует силикаты магния. Умень­шается вредное воздействие кремнезёма, снижающего активность СаО.

Обычный состав синтетического шлака (%) следующий: СаО 50-55; А12 О3 37-43; SiО27 (в некоторых случаях SiО2 до 10-15; MgO7). Температура плавления шлака в зависимости от состава изменяется от 1400 °С (в шлаке 50-55 % СаО; 38-43 % А12 О3 и 4,0 % SiО2 ) до 1300 °С (в шлаке 6-7 % SiО2 и 6-7 % MgO) [5].

При обработке металла синтетическим шлаком такого состава (высокая основность и низкая окисленность) протекают процессы:

2. Десульфурации. Обычно после обработки шлаком содержание серы в металле снижается до 0,002-0,010 %;

1. Раскисления. В соответствии с законом распределения

(1)

Поскольку в синтетическом шлаке значение ничтожно мало, окисленность металла снижается (в 1,5-2,0 раза);

3. Удаление неметаллических включений. В тех случаях, когда

межфазное натяжение на границе капля синтетического шлака – неметаллическое включениеменьше межфазного натяжения на границе металл — неметаллическое включение, т.е при <, капли синтетического шлака будут рафинировать металл от включений, всплывать вверх, унося с собой неметаллические включения. Соотношение между величинами и зависит от состава включений. Практика показала, что общее содер­жание неметаллических включений после обработки синтетическим шлаком уменьшается примерно в два раза [31].

Достоинством такого технологического приёма, как обработка стали синтетическим шлаком, является её кратковременность. Вся операция полностью осуществляется за время выпуска (слива) металла из агрегата в ковш, т.е. за несколько минут: производительность агрегатов при этом не только не уменьшается, но даже возрастает, так как такие технологические операции, как десульфурация и раскисление, переносятся в ковш.

При проведении операции обработки металла шлаком приходится учитывать ряд моментов:

1) нежелательность попадания в ковш, в котором про­изводится обработка, вместе с металлом также и шлака из печи или конвер­тера;

2) необходимость введения в ковш помимо синтетического шлака также и раскислителей (а при выплавке легированных сталей также и легирующих материалов);

3) изменение в процессе обработки состава шлака.

Обработка синтетическим шлаком позволяет несколько уменьшить
окисленность металла, однако не настолько, чтобы полностью отказаться от
применения раскислителей, поэтому помимо шлака в ковш вводится необходимое количество раскислителей. Учитывая низкую плотность ферросилиция, необходимое его количество загружают на дно ковша ещё до заливки в ковш синтетического шлака. После выпуска плавки на струю падающей в ковш стали присаживают такие материалы, как ферромарганец и феррохром, затем — сплавы, содержащие титан, ванадий, цирконий и т.п. Алюминий вводят в глубь ковша на штангах или в виде проволоки после окончания выпуска плавки.

В процессе перемешивания металла со шлаком состав шлака претерпевает определённые изменения. Эти изменения связаны со следующим:

1. При перемешивании шлак взаимодействует с футеровкой ковша,
часть футеровки (обычно состоящая из SiО2 и А12 О3 ) переходит в шлак;

2. Из металла удаляется и переходит в шлак сера (в виде CaS);

3. Вводимые в ковш раскислители частично окисляются, образуя оксиды (SiО2, А12 О3, МnО) и переходят в шлак;

4. Часть конечного шлака обычно попадает в ковш, содержащиеся в конечном шлаке оксиды железа затрудняют протекание процессов раскисления.

Особенно опасно попадание в ковш конечного шлака из-за содержащегося в нём фосфора: в процессе раскисления почти весь фосфор, содержа­щийся в шлаке, восстанавливается и переходит в металл. Разбавление синте­тического шлака в результате всех этих процессов может достигать

30...40 %.

Следует иметь в виду, что метод обработки металла синтетическим шлаком в обычных условиях обеспечивает стандартные результаты десульфурации до известных пределов (обычно не более чем до 0,005...0,007 %) [5, 31]. В тех случаях, когда необходимо устойчиво получать более низкие концентрации серы, используют другие способы (основная футеровка ковшей, интенсивное перемешивание шлака с металлом, продувка аргоном и др.). Обработка металла синтетическим шлаком широко используется при различных вариантах технологии. Так, распространена практика, при которой обработка синтетическим шлаком дополняется продувкой металла в ковше инертным газом [40, 55].

В настоящее время всё большее значение уделяется применению при обработке металла твёрдым синтетическим шлакам. Обычно в состав таких смесей вводят СаО и. CaF2. Расход таких смесей колеблется от 3 до 10 кг/т [56]. И в этом случае наилучшие результаты по десульфурации и получению стали с минимальным содержанием неметаллических включений получают при одновременном воздействии на металл с десульфурирующей синтетиче­ской смеси и раскислителей.

Чаще других используют три технологических приёма:

1. Подача на струю металла смеси, состоящей из извести, плавикового шпата и алюминия;

2. Присадка десульфурирующей смеси, состоящей из извести и плавикового шпата, на дно ковша перед выпуском металла; при этом одновременно на дно ковша присаживается требуемое количество ферросилиция. Температура металла при использовании для десульфурации синтетических смесей в твёрдом виде должна быть выше обычной на. В некоторых случаях для облегчения условий быстрого образования активного шлака ковш вовре­мя покачивают или перемещают вперёд и назад. Обработка таким методом стали с повышенным содержанием углерода позволяет снизить содержание серы (по сравнению с последней пробой из конвертера) почти вдвое;

3. Подача смеси извести, плавикового шпата и кальцинированной соды при помощи бункера-дозатора на поверхность струи металла, стекающего по выпускному желобу в ковш. При падении струи и ударе её о дно ковша или об уже накопившийся в нём слой жидкого металла происходит перемешива­ние обеих фаз и быстрая десульфурация металла. Расход смеси составляет 1,2-1,6% [34].

В последние годы проведено ряд исследований, имеющих целью определить рациональные и экономически обоснованные пути использования твёрдых шлакообразующих смесей (ТШС).

С целью выбора более эффективных схем внепечного рафинирования ЦНИИЧМ проводился анализ частичной или полной замене синтетического шлака ТШС, которая содержала известь и плавиковый шпат фракции 50-20 мкм в соотношении 4:1. Технологическую присадку этой смеси осуществля­ли с использованием средств механизированной подачи в сталеразливочный ковш в начале выпуска плавки из конвертера непосредственно на струю сли­ваемого металла. Удельный расход ТШС составлял 5-6 кг/т стали в случае частичной замены синтетического шлака [45]. При полной замене синтетиче­ского шлака ТШС удельный расход увеличивался до 12-14 кг/т стали. Анали­зу подвергали три варианта внепечного рафинирования трубных сталей группы ГФБ (09Г2ФБ, 10Г2ФБУ, 10Г2ФБ) [45].

Результаты эксперимента приведены в табл.1 [45]. В первом варианте десульфурация металла проводилась известково-глинозёмистым шлаком в

350-т сталеразливочном ковше с кислой набивной или шамотной кирпич­ной футеровкой с уменьшенным (на 15-20 %) удельным расходом известково-глинозёмистого шлака и добавками ТШС. В третьем варианте десульфурацию металла проводили только ТШС в 350-т сталеразливочном ковше с высокоглинозёмистой или смолодоломитовой футеровкой, т.е. произвели полную замену синтетического шлака смесью извести и плавикового шпата.

В первых двух вариантах наблюдалось значительное колебание содержания серы в чугуне. Необходимый уровень содержания серы в исходной шихте поддерживали предварительной десульфурацией жидкого чугуна гранулированным магнием и двойным скачиванием шлака, а также применением низкосернистого оборотного лома. Установлено, что использование в металлошихте жидкого чугуна с содержанием серы до 0,015 % и оборотного низкосернистого лома в количестве 50 % от общей его массы обеспечивают стабильный химический состав стали и максимальный выход годных непре-рывнолитых слябов (98 %).

Во втором варианте в отличие от первого наблюдался некоторый рост исходного содержания серы в металле на повалке конвертера из-за отсутст­вия в металлошихте низкосернистого оборотного лома. В третьем варианте использовали глубокодесульфурированный чугун, двойное скачивание шла­ка, низкосернистый лом в металлошихте. В результате исследования уста­новлено, что внедрение третьего варианта технологии внепечной обработки снижает текущие затраты относительно первого варианта в два раза. Благодаря производству трубного металла в конвертерном цехе с ис­пользованием ТШС и ковшей с основной футеровкой нижний предел по со­держанию серы в готовой стали дополнительно уменьшился до 0,004 %, по­высилась усвояемость алюминия, марганца и кремния в жидкой стали в про­цессе корректировки её химического состава. Наряду с указанными преиму­ществами необходимо обратить внимание на уровень изменения тепловых потерь и способы их компенсации.

Таблица 1

Сравнительные показатели внепечной обработки трубной стали группы ГФБ в 350-т ковшах

Показатели	Варианты технологии
1	2	3
1	2	3	4
Число плавок	783	924	220
Содержание серы, % в жидком чугуне после десульфурации магнием в конвертере на повалке в готовой стали Степень десульфурации, % Расход, кг/т: металлошихты: жидкого чугуна малосернистого лома реагентов на раскисление и десульфурацию: алюминия ТШС в том числе: извести плавикового шпата синтетического шлака силикокальция гранулированного магния огнеупоров Снижение температуры жидкой стали в ковше,	0,043 0, 0140 0,017 0,005 71,1 927 0…140 4,8 - - - 48,6 2,8 0,7 7,1 11	0,038 0,025 0,018 0,0056 68,8 922 - 4,1 4,6 3,7 0,9 42,7 2,6 0,65 9,2 10	0,036 0,0054 0,0078 0,0043 67,5 990 280 3,1 11,6 9,5 2,1 - 1,4 1,2 3,2 11

Уменьшение количества синтетического шлака на плавку и добавка в ковш ТШС (второй вариант) увеличивают потери тепла на нагрев и расплавление ТШС. Отмечено также снижение температуры металла в ковше с 10 (в первом и втором) до 32 °С (в третьем варианте). Установлено, что компенса­ция потерь тепла путём повышения расхода жидкого чугуна увеличивает энергоёмкость рафинирования по третьему варианту на 55 %. В связи с этим приняты меры для компенсации потерь тепла более рациональными спосо­бами [45].

В условиях кислородно-конвертерного цеха повышенные потери тепла компенсируются путём подогрева огнеупорной футеровки сталеразливочного ковша до 800 °С. Для этого стенды в ковшовом пролёте оборудованы высокотемпературными горелками, а сталеразливочные ковши снабжены специ­альными крышками для утепления. Использование указанных мероприятий снижает до минимума потери тепла по третьему варианту и повышает эф­фективность внепечного рафинирования стали.

Проведены исследования по применению отходов производства вторичного алюминия, содержащих 65-70 % Аl2О3; 2-4 % SiО2; 2,8-3,2 % СаО. Смесь в ковш подавали одновременно с раскислителями при заполнении его металлом на 1/8 высоты в течение 2...3 мин. Применение ТШС значительно увеличивает степень десульфурации металла; при этом снижается угар крем­ния и марганца в ковше соответственно на 9,9 и 4,7 %, расход алюминия в слитках уменьшается на 250 г/т [45].

Обработка металла в ковше ТШС имеет два основных недостатка: малая (по современным требованиям к качеству металла) степень десульфурации и нестабильность получаемых при обработке результатов. Значительным достоинством метода является его простота и доступность, а также возможность эффективно использовать отходы различных производств.

Так, УНИИМ разработана и внедрена технология обработки стали ТШС, состоящей из извести и отходов производства алюминия. После сушки и просеивания (ячейки 50x50 мм) ТШС загружают в контейнеры и присажива­ют в ковш сразу после введения раскислителей. В результате в ковше форми­руется достаточно подвижный шлак, обладающий высокой десульфурирующей способностью и адгезионной способностью по отношению к включени­ям. В результате среднее содержание серы в готовом металле снизилось с 0,026 до 0,021 % [45].

Метод расплавления в отдельном агрегате синтетического шлака для последующего слива этого шлака в сталеразливочный ковш постепенно уступает место методу наведения шлака требуемого состава в агрегате внепечной обработки при одновременном перемешивании и металла и шлака, при этих условиях метод использования ТШС получает самое широкое развитие.

Продолжаются исследования в направлении поиска путей повышения эффективности использования шлаковых смесей. Известно, что более интенсивное перемешивание позволяет получать более высокую степень десуль­фурации. Исследования проводили используя 6-т ковш с доломитовой футе­ровкой. После расплавления и нагрева до 1730-1770 0С в 12-т электропечи металл выпускали в ковш, одновременно присаживая на струю шлакообразующую смесь. Использовали шлаковые смеси, изготовленные из CaO, CaF2 и гранул алюминия. После обработки аргоном в течение 4-6 мин металл вновь возвращали в печь для дополнительного нагрева. Опробовано семь способов перемешивания газом: через пористую пробку в днище ковша, че­рез пористую пробку и крышку на ковше, при помощи пульсирующего потока газа, через фурму сверху и пористую пробку в днище, через сопла в боко­вой стенке, при помощи вращающейся фурмы. Установили, что при таком способе можно снизить содержание серы с 0,025-0,03 до 0,001 %, причём половина всего количества серы удаляется во время выпуска стали. Установлено, что для получения наилучшего результата наиболее подходит шлак, фор­мирующийся из смеси 72 % СаО, 18 % CaF2 и 10 % гранул алюминия, кото­рую необходимо присаживать в ковш во время выпуска, а печной шлак при этом нужно отсекать; должна быть 0,001, а способ перемешивания должен обеспечивать воспроизводимые условия перемешивания при его высокой интенсивности [45].

Вследствие того, что шлакообразующая смесь содержит алюминий гранулированный, металл в печи перед выпуском не перегревали. Затраты тепла на нагрев и плавление смеси полностью компенсировались теплом, выделяющимся при окислении алюминия. Шлак при плавлении шлакообразующей смеси имел следующий химический состав, %: СаО — 41,62; — 9,85; А12 О3 — 39,26; FeO- 1,20; Fe2 О3 — 0,51; MnO- 2,19; MgO- 5,10; S- 0,53 (пробы отбира­ли из сталеразливочного ковша в конце выпуска) [57].

В результате внепечной обработки степень десульфурации металла составила в среднем 30 % (22-54 %). Макроструктура была удовлетворительной. Результаты оценки микроструктуры показали, что в рафинированном метал­ле преобладает природное зерно балла 8, а в металле текущего производства — балла 7. Это свидетельствует о более высокой раскисленности опытного металла (0,022 % А1ост ) по сравнению с обычным (0,0018 % А1ост ) [57].

Установлено, что применение алюминия гранулированного при внепечной обработке повышает пластические свойства готового металла: относи­тельное удлинение и сужение в среднем соответственно на 1,8 и 6,1 % выше, чем у стали, выплавленной по обычной технологии. Кроме того, при равных значениях временного сопротивления и предела текучести ударная вязкость стали в продольном и поперечном направлении в среднем на 10,4 и 8,4 % выше, чем у стали без шлаковой обработки [57].

На опытных плавках вследствие уменьшения угара расход раскислителей (ферромарганца, ферросилиция и алюминия) уменьшился соответственно на 0,42; 0,44 и 0,04 кг/т стали [57].

1.2 Исследования по введению раскислителей в металл и влияние вводимых элементов на качество стали

Условия проведения операции раскисления при плавке стали в плавильных агрегатах весьма неблагоприятны, так как, помимо кислорода, раство­рённого в жидком металле, с раскислителями в момент их ввода в металл взаимодействует кислород газовой фазы. Кроме того, проходя через шлак, раскислители взаимодействуют с оксидами железа шлака. При выпуске ме­талла в ковш струя металла взаимодействует с атмосферой. То же самое про­исходит, когда струя металла выходит из ковша при разливке стали [25]. В результате определённая часть раскислителей (иногда весьма значительная) расходуется не на взаимодействие с кислородом, растворённым в металле. Эта часть окислившихся не по прямому назначению раскислителей называ­ется угаром раскислителей. Современные средства контроля плавки не по­зволяют с достаточной точностью предсказать заранее величину угара рас­кислителей, эта величина от плавки к плавке может колебаться в заметных пределах, что затрудняет получение стали строго определённого состава. Значительный угар элементов нежелателен и из чисто экономических сооб­ражений.

Для снижения угара раскислителей и получения стали строго опреде­лённого состава используют ряд технологических приёмов. Вводят раскислители различного состава:

а) в чистом виде;

б) в виде сплавов с железом и друг с другом.
Изменяют место ввода раскислителей:

а) непосредственно в плавильный агрегат;

б) в струю металла, вытекающего из плавильного агрегата;

в) в глубь металла в сталеразливочном ковше;

г) в струю металла, вытекающего из сталеразливочного ковша;

д) в ковш, помещённый в вакуумную камеру.

Вводят раскислители в различном виде:

а) твёрдые (в виде кусков различных размеров);

б) жидкие (после предварительного расплавления);

в) порошкообразные (при вдувании порошка в металл струёй инертного
газа);

г) в виде специальной проволоки, подаваемой в глубь металла с определённой скоростью;

д) в виде «пуль», которые с помощью специального устройства «выстреливают» в глубь металла.

Угар раскислителей, вводимых в чистом виде, несколько выше, чем угар раскислителей, вводимых в виде сплава. Чистые раскислители дороже, одна­ко расход их меньше, меньше требуется тепла на их расплавление (необхо­дима меньшая степень перегрева металла), они не содержат нежелательных примесей.

Наибольший и наименее стабильный угар раскислителей имеет место в случае введения раскислителей в виде кусков непосредственно в плавильный агрегат.

Введение раскислителей непосредственно в плавильный агрегат называется «предварительным раскислением». Окончательным раскислением при­нято называть введение раскислителей в необходимом количестве частично в струю металла, вытекающего из плавильного агрегата, и частично непосредственно в ковш.

Угар раскислителей при введении их в ковш ниже, чем при введении их в печь, так как в последнем случае часть раскислителей взаимодействует не с металлом, а со шлаком. Однако и при введении раскислителей в ковш угар всё же велик. Особенно заметен при введении в ковш угар алюминия. Алюминий легче стали (плотность 2700 кг/м3 ), поэтому заброшенные на струю металла или непосредственно в ковш бруски алюминия всплывают и интен­сивно окисляются, плавая на поверхности и взаимодействуя с атмосферой и со шлаком [10]. Значительное количество алюминия при этом расходуется нерационально. Кроме того, образующиеся в большом количестве оксиды могут загрязнять металл. Лучшие результаты достигаются при вводе алюми­ния непосредственно в толщу металла. Ввод алюминия в глубь металла обеспечивает уменьшение угара алюминия (снижается его расход), уменьшение разброса величин этого угара (стабильность состава и свойств металла), а также уменьшается загрязнённость стали оксидными неметаллическими включениями.

Кремний — элемент, легко окисляющийся. Окисление кремния, растворённого в металле, может происходить в результате его взаимодействия:

1) с кислородом, растворённым в металле;

2) с кислородом газовой фазы;

3) с оксидами железа шлака.

Во всех случаях при окислении кремния выделяется значительное количество тепла.

В агрегатах с основными шлаками реакция окисления кремния протека­ет практически до конца, так как образующийся кремнезём взаимодействует с основными оксидами и активность в основных шлаках ничтожно мала.

Чем ниже будет активность оксидов железа в шлаке, тем дальше пойдёт процесс восстановления кремния. Такие компоненты расплава, как углерод или марганец, понижают окисленность и металла и шлака и повышают сте­пень восстановления кремния. FeO — основной оксид, в кислых шлаках. Он связан с кремнезёмом в силикаты железа и его активность мала. Если же в шлак ввести более сильный основной оксид, например СаО, то этот оксид будет разрушать силикаты железа, образуя силикаты кальция, и активность оксидов железа в шлаке возрастёт, соответственно затормозится процесс вос­становления кремния [21]. Если в ванну интенсивно подаётся окислитель, то имеет место окисление железа, и в металле остаются лишь следы кремния.

Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе и ограниченной в твёрдом. При кристаллизации стали по границам зёрен выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику (температура плавления 988 °С), которая при наличии кислорода (образование оксисульфидов) пла­вится при ещё более низких температурах [58].

Межзёренные прослойки (обычно на микрошлифе они выглядят в виде нитей) фазы, богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются и сталь теряет свои свойства, происходит разрушение металла (красноломкость). Красноломкость особенно сильно проявляется в литой стали, так как сульфиды в этом случае скапливаются по границам первичных зёрен; если сталь хотя бы однократно подвергалась горячей деформации, то вследствие измельчения зерна и образования при деформации но­вых зёрен красноломкость проявляется в гораздо меньшей степени. Однако и в этом случае стремятся получить в стали минимум серы, так как вредное влияние серы на механические свойства заметно, особенно в направлении поперёк оси прокатки или ковки [58, 59].

Повышенное содержание серы приводит к появлению так называемых «горячих трещин», особенно, при непрерывной разливке стали [25]. Поэтому в большинстве случаев удаление из металла серы является одной из главных задач при производстве качественной стали.

В соответствии с константой равновесия для удаления серы из металла необходимо [5, 25]:

а) высокая активность СаО в шлаке;

б) низкая активность FeO в шлаке;

в) низкая активность серы в шлаке.

Поскольку реакция идёт на границе металл-шлак, то чем больше поверхность контакта металла со шлаком (чем выше степень перемешивания), тем полнее и быстрее протекает процесс удаления серы из металла. Условия протекания реакции при этом облегчаются также благодаря поверхностной активности серы.

Основными условиями, необходимыми для успешного проведения операции десульфурации, являются:

1) высокая активность СаО в шлаке;

2) низкая активность оксидов железа в шлаке;

3) низкая активность кислорода в металле (раскисленность металла);

4) малая активность (низкое содержание) серы в шлаке;

5) высокая температура;

6) большая площадь контакта металла с десульфурирующим шлаком.

Для обеспечения этих условий используют следующие технологические приёмы:

1) вводят добавки извести (CaO) или известняка ();

2) для получения активного жидкоподвижного шлака и повышения тем самым активности СаО в шлак вводят добавки, снижающие его вяз­кость (А12 О3, CaF2, МnО и др.). Эти добавки ускоряют протекание процесса ошлакования введённых кусков извести;

3) проводят скачивание шлака с последующим наведением нового, не содержащего серы;

4) стремятся использовать для целей десульфурации те периоды плавки, в которые металл максимально нагрет. При высокой температуре ванны энергично окисляется углерод и активность оксидов железа в шлаке понижается, при этом улучшаются условия перемешивания металла со шлаком; при высокой температуре возрастает интенсив­ность диффузионных процессов и облегчаются условия диффузии се­ры из объёма металла к поверхности контакта со шлаком;

5) металл обрабатывают жидкими или твёрдыми синтетическими шла­ками и шлаковыми смесями с высокой и низкой ;

6) в некоторых случаях, когда хотят получить сталь с особо низким со­держанием серы, вдувают в металл в струе инертного газа высокоос­новные шлаковые смеси (СаО + CaF2 ), а в особых случаях — такие компоненты, как карбид кальция СаС2 или другие сплавы, содержащие Са или даже чистый кальций (а также магний);

7) используют для десульфурации редкоземельные металлы (церий, лантан, неодим и др.);

8) используют шихту, чистую по сере.

Вопрос грануляции металлов и сплавов в научной литературе разрабо­тан недостаточно полно, но были встречены следующие технологии.

БелНИИлит разработал серию машин для производства литой дроби. Принцип действия машины заключается в использовании центробежных сил [30]. Расплав заливается через воронку на тарельчатый гранулятор, вращающийся вокруг вертикальной оси. При этом капли расплава слетают с гранулятора, формируются в дробинки и попадают в охлаждающую жид­кость. Охлаждённые дробинки скатываются по дну бака, в который заключён гранулятор, в приёмник наклонного элеватора.

Затем дробь поднимается элеватором при одновременном обезвожива­нии из бака машины и транспортируется в приёмный бункер.

Монтируется машина в цехе, напольно, то есть не требует специально­го помещения, легко вписывается в производство с привязкой к имеющимся коммуникациям и оборудованию.

Машиной может управлять один оператор с пульта управления в наладочном режиме. Фракционный состав производимой дроби меняется за счёт изменения скорости вращения тарелки гранулятора, которая в свою очередь регулируется сменными шкивами привода вращения гранулятора. Специаль­ная система блокировок обеспечивает безопасность обслуживания машины.

Процесс формирования частиц имеет ряд особенностей: время полёта жидкой частицы от торца тарельчатого гранулятора до поверхности водяной завесы на стенках бака машины не должно быть меньше времени её сфероидизации, иначе формируются дробинки вытянутой формы [60]. К вытянутой форме гранул приводит снижение времени пребывания частиц в жидком со­стоянии вследствие образования на их поверхности плёнки тугоплавких ок­сидов (например, Аl2О3), резко повышающих вязкость капли и, тем самым, её сопротивление принятию округлой формы.

Охлаждающая жидкость — 0,03 % раствор двухромовокислого натрия NaCr2 О3 [61].

Основной параметр машины — диаметр бака — 2000-2200 мм ГОСТ 11964-89 [8] и частота вращения грануляторов 600-1000 , частота вращения крыльчатки 30[61].

Л.А. Мудрук и С.С. Затуловский предложили технологию, позволяю­щую получать литую дробь как для нужд литейного производства, так и для других областей применения, основанную на высокопроизводительном ме­тоде диспергирования струи жидкого металла потоком энергоносителя (воз­духа, воды) с последующей сфероидизацией распыленных частиц в воздуш­ной среде и окончательным затвердеванием в водяной ванне. Извлечённая дробь подаётся в сушилку, а дальше на вибросито [33].

Характеристика получаемой дроби

Гранулометрический состав, мм 0,5…5,0

Фактор формы 0,85...1,00

Плотность, г/см3 6,5...7,2

Твёрдость, HRC 25...60

Циклическая стойкость, циклы 400

Содержание кислорода, % < 0,05

Насыпная плотность, г/см3 1...5

Магнитная проницаемость, Гс/э 1 ...9

Давление распыливающего воздуха < 0,4 МПа при разовом распылении 0,05...7,00т[33].

В дальнейшем В.И. Багрянцевым и А.В. Чевалковым было предложено интенсифицировать процессы распыления расплавов и их охлаждения при использовании закрученных газовых потоков [62].

В отличие от прямоструйных форсунок существенное влияние на структуру вращающейся газовой струи на выходе из форсунки оказывает обратный поток со стороны замкнутого объёма по оси к выходному отверстию форсунки, которая увеличивает угол раскрытия газовой струи и резко сокращает её длину. На образование обратного потока оказывает влияние интен­сивность закрутки, наличие центрального тела в приосевой зоне форсунки. Изменяя величину интенсивности и расположение обратного потока, можно изменять механизм распада струи расплава, регулируя фракционный состав порошка (гранул), структуру факела распыления. В закрученном газовом по­токе распад струи расплава начинается в низкоскоростной приосевой зоне за счёт разрежения воздействия прямого или обратного газового потока. На этом участке дробление расплава подобно его распылению под действием центробежных сил [62].

Процесс распыления сопровождается интенсивным охлаждением ка­пель расплава. В период начала дробления капли охлаждаются в условиях несформировавшегося теплового пограничного слоя и процесс имеет нестационарный характер.

Окончательное охлаждение затвердевших капель может производить­ся: в свободном полёте, излучением и конвекцией, что требует увеличения габаритных размеров охладителя; в попутном газовом потоке; попутным, вращающимся, соосным газовым потоком; встречными обычными и закрученными газовыми струями; в водяной ванне; различными комбинациями этих схем [62].

Выводы и задачи исследования

По результатам проведенного обзора научной литературы поставлена цель диссертационной работы: разработка технологии применения гранулированного алюминия при раскислении стали во время выпуска жидкого металла из сталеплавильного агрегата для снижения расхода дорогостоящего элемента и повышения качества производимой продукции.

Для достижения заданной цели в работе поставлены следующие основные задачи:

— исследование влияния различных технологических факторов на ход процесса раскисления стали гранулированным алюминием, поиск их оптимальных значений и разработка рекомендаций по условиям проведения процесса раскисления стали;

— исследование усвоения алюминия при различных технологиях рас­кисления стали в момент выпуска металла из плавильного агрегата;

— исследование влияния фракционного состава присаживаемых эле­ментов на процесс взаимодействия раскислителя с кислородом расплава;

— исследование и разработка технологии производства гранулирован­ного алюминия фракции 7-15 мм;

— производственные испытания и практическое применение гранули­рованного алюминия при раскислении конструкционной высококаче­ственной стали.

2. Разработка технологии раскисления стали с целью получения остаточной концентрации алюминия 0,03-0,04%.

2.1 Методика работы

Исследованы и произведены испытания по практическому применению гранулированного алюминия при производстве конструкционной высококачественной стали.

Выплавлена сталь с содержанием Si < 0,03 % и S < 0,015 % при содержании C и Мn 0,10-0,20 % и 0,6-1,0 %. Проведено 80 плавок стали SS 400 по JIS 63101.

При обработке стали в ковше удаление S возможно только из раскисленного металла. Учитывая, что полуспокойные стали раскисляются алюми­нием, кремний, обладающий меньшим сродством к кислороду, окисляется незначительно, что может привести к содержанию его выше требуемого [63, 64].

Шихтовые материалы и их подготовка.

Жидкий чугун, поступающий в миксерное отделение цеха, должен соответствовать требованиям ТУ 14-106-260-97, ТУ 14-106-554-98 и подаваться из доменных цехов в предварительно очищенных чугуновозных ковшах.

Массовые доли элементов в поступающем чугуне приведены в табл. 2.

Таблица 2

Номер ТУ	Массовая доля элементов, %
Кремний	Сера, не более	Фосфор, не более
ТУ 14-106-260-97	0,4-1,0	0,025	0,15
0,4-1,0	0,020	0,15
ТУ 14-106-554-98	0,4-1,0	0,012	0,15

Уровень жидкого чугуна в чугуновозных ковшах, поступающих из доменных цехов, должен быть на 200-250 мм ниже верхней кромки ковша, но не менее 2/3 высоты наполнения ковша [65].

При наличии толщины слоя шлака в чугуновозных ковшах более 250 мм производят скачивание шлака.

Чугун переливают в заливочный ковш после получения результатов химического анализа проб, отобранных в доменном цехе при выпуске чугуна. После наполнения заливочного ковша чугуном производят взвешивание чугуна, отбирают пробу в соответствии с требованиями ГОСТ 7565-81 и отправляют в экспресс-лабораторию.

Температуру чугуна в заливочном ковше измеряют термоэлектрическим преобразователем после наполнения ковша.

Загружаемый в конвертер металлический лом должен иметь габаритные размеры не более: пакеты – 2000 1000 700 мм, конструкции — 2000 1000 700 мм, длинномерные изделия (трубы, рельсы, балки, сортовой прокат) — 3000 мм, обрезь слябов и скрапа — 1000 мм [65, 66].

Количество обрези слябов должно быть не более 15 % от массы твёрдой металлической шихты, подаваемой на плавку.

Не допускается в металлошихте наличие стружки (кроме пакетирован­ной), цветных металлов, окалины, взрывоопасных и вредных примесей (взрывчатых веществ, закрытых сосудов, пакетов со льдом, маслом).

Металлический лом первого сорта, металлизованные окатыши и брикеты же­лезной руды (ГБЖ) отдельно складируют в шихтовых открылках и используют при производстве стали:

— с массовой долей серы не более 0,018 % без обработки ТШС и не более 0,010 % с обработкой ТШС;

— с массовыми долями хрома, никеля, меди в сумме не более 0,07 %;

— при производстве низкокремнистой и низкосернистой стали;

— при производстве низкоуглеродистой качественной стали по ГОСТ 9045.

Металлический лом третьего сорта отдельно складируют в шихтовых открыл­ках и используют целевым назначением.

Металлошихту, поступившую из копрового цеха с пометкой в сопроводительном документе «трансформаторная сталь» отдельно складируют в шихтовых открылках и используют целевым назначением.

Перед подачей в загрузочный пролёт металлошихту в лотках взвешива­ют.

Охладители и шлакообразующие материалы, поступающие в конвертер­ное отделение должны соответствовать следующей нормативной документа­ции: железорудные окатыши — ТУ 0722-031-00186803-99; агломерат высоко­основный — ТУ 14-106-563-99; известь металлургическая — ТУ 14-106-506-96; доломит металлургический — ТУ 14-106-566-99; известняк — ТУ 0750-005-00186855-97; доломит сырой марки ДО-20 — ТУ 0753-009-00186861-98; твёр­дый конвертерный шлак с размером зёрен от 10 до 70 мм — ГОСТ 3344-83; плавиковый шпат — ГОСТ 29220-91. Охладители и шлакообразующие материалы должны быть воздушно сухими.

Размер кусков плавикового шпата должен быть от 10 до 80 мм. Массовая доля фракций менее 10 мм и более 80 мм должна составлять не более 10 % каждой [66].

В качестве основных шлакообразующих материалов применяют известь металлургическую марки ИС-1 первого сорта (сумма массовых долей окси­дов кальция и магния не менее 92 %, массовая доля потерь при прокаливании — не более 5,0 %) и доломит металлургический марки ДС (массовая доля ок­сида магния не менее 30 %, массовая доля потерь при прокаливании — не бо­лее 5,0 %) [66].

Приём извести и доломита металлургического производят с учётом обеспечения длительности их хранения в бункерах конвертерного цеха не более 24 часов.

Садка конвертера состоит из жидкого чугуна и твёрдой металлошихты. Масса садки — 360 т, в том числе: чугун 250-310 т; твёрдая металлическая шихта 110-50 т [65].

Шихтовку плавки (соотношение жидкого чугуна и твёрдой металлошихты в садке) устанавливают на основании утверждённых норм расхода чугуна, теплосодержания чугуна, расхода шлакообразующих материалов и из расчёта окончания продувки с получением заданной массовой доли углерода, температуры металла и основности конечного шлака.

Влияние различных факторов на расход чугуна и другие параметры конвертерной плавки приведены в табл. 3.

При недостатке чугуна для корректировки температурного режима плавки в качестве теплоносителя используют кокс (ТУ 14-106-269-86).

Расход кокса должен быть не более 12 кг/т и, при этом, шихтовку плавки

устанавливают в соответствии с требованиями, приведёнными в табл. 3.

При избытке чугуна производят частичную или полную замену металлолома железорудными окатышами или агломератом высокоосновным. Мас­совый расход железорудных окатышей и агломерата высокоосновного на плавку определяют в соответствии с требованиями. Порядок загрузки металлошихты в конвертер:

— металлический лом, при этом, в первую очередь – легковесный (мелкий и пакеты), затем тяжеловесный лом;

— известь и (или) доломит металлургический;

— жидкий чугун.

Таблица 3

Факторы	Изменение фактора	Изменение параметров плавки в результате изменения фактора
Т конечная (без изменения расхода чугуна),	Расход чугуна (без изменения Т стали), кг/т	Расход извести, кг/т
1	2	3	4	5
1. Массовая доля углерода в чугуне	+0,1 %	+ 6,1	— 3,0	-
2. Массовая доля кремния в чугуне	+0,1 %	+ 13,6	— 8,5	+ 6,0
3. Массовая доля марганца в чугуне	+0,1 %	+ 4,3	— 1,9	-
4. Температура чугуна	+10	+ 7,0	— 4,0	-
5. Температура стали на повалке	-10	-	— 5,8	-
6. Расход извести	-10 кг/т	+ 21,8	— 11,4	-
7. ППП в извести	-1,0 %	+ 5,0	— 2,5	-
8. Расход металлошихты:«трансформаторная сталь»	+10 кг/т	+ 4,3	— 2,5	+ 1,2
9. Расход кокса	+1 кг/т	+ 6,0	— 3,0	-
10. Расход известняка	+1 кг/т	— 4,5	+ 2,0	-
11. Массовая доля Fe общ. в шлаке	+1,0 %	+ 2,2	— 0,9	-
12. Длительность межплавочного периода	+60 мин	— 25	+ 15	-

В случае частичной замены металлического лома железорудными окатышами или агломератом высокоосновным их присадку осуществляют на металлический лом, а в случае полной замены металлического лома железорудными окатышами порядок загрузки шихтовых материалов следующий:

— первая порция жидкого чугуна до 30 % от общего расхода по массе (визуально);

— известь и (или) доломит металлургический;

— железорудные окатыши;

-вторая оставшаяся порция жидкого чугуна.

Присадку железорудных окатышей или агломерата высокоосновного осуществляют лотками или по тракту сыпучих материалов.

В случае необходимости производят частичную замену (не более 50 %) металлического лома металлизованными окатышами или брикетами желез­ной руды. Замену лома металлизованными окатышами или брикетами желез­ной руды (ГБЖ) производят из расчёта: 10 кг/т металлического лома на 9 кг/т металлизованных окатышей или ГБЖ, при этом расход чугуна увеличивают на 1,1 кг/т [65].

Завалку металлизованных окатышей или брикетов железной руды осуществляют лотками на металлический лом.

После загрузки твёрдой металлошихты производят наклон конвертера в сторону выпуска металла, а затем переводят конвертер в вертикальное положение и присаживают известь и (или) доломит металлургический.

При использовании в шихтовке плавки трансформаторного лома (массовая доля меди — 0,60 %) его расход определяют из расчёта получения марочного содержания меди в готовой стали, при этом расход трансформаторного лома должен быть не более 90 кг/т стали.

Продувку металла в конвертере производят кислородом через многосопловую фурму, изготовленную в соответствии с требованиями ТИ 5757665-СТКК2-15-2001.

Давление технического кислорода в сети должно быть 15-16 кг/см2 (1,5-1,6 МПа), объёмная доля кислорода (О2 ) должна быть не менее 99,5 %, объёмная доля азота (N2 ) — не более 0,05 % [65].

Продувку металла проводят по одному из выбранных режимов: с частичным дожиганием или полным дожиганием отходящих газов.

При работе в режиме с частичным дожиганием отходящих газов объёмный расход кислорода устанавливают постоянным максимально до 900 м3 /мин. В период интенсивного обезуглероживания ванны предусматривают снижение объёмного расхода кислорода до 650 м3 /мин.

При работе в режиме с полным дожиганием отходящих газов объёмный расход кислорода устанавливают постоянным максимально до 500 м3 /мин. Работу с полным дожиганием отходящих газов предусматривают при возникновении во время продувки неисправностей в системах КИП, газового анализа, свечи дожигания и оборудования газоотводящего тракта, а также для расплавления настыли с элементов газоотводящего тракта.

С началом каждой кампании конвертера после перефутеровки выплавку стали в конвертере производят с применением комбинированной продувки кислородом сверху и нейтральными газами (азотом и аргоном) через днище конвертера.

Запрещается продувка плавки при наличии течи воды из фурмы и элементов газоотводящего тракта.

Измерение положения фурмы относительно уровня спокойного металла (определение Н3 ) производят после продувки один раз в сутки, а также каждый раз после подварки днища конвертера кирпичом.

Измерение положения фурмы производят следующим образом:

— фурму поднимают в крайнее верхнее положение, показание

счётчика фиксируют и, в случае несоответствия показания счётчика

фактическому положению, производят корректировку;

— в наконечник фурмы вставляют трубку диаметром 12 мм и дли­ной 2000 мм. Фурму опускают в конвертер до 0,5-1,0 м по показаниям счетчика и выдерживают 5-10 секунд;

— затем фурму поднимают в крайнее верхнее положение. Разница между остаточной длиной трубки и показанием счётчика в нижнем по­ложении фурмы в момент измерения соответствует фактическому рас­стоянию наконечника фурмы от уровня ванны (Н3 ).

Массовый расход извести или смеси извести и доломита металлургического на плавку должен соответствовать требованиям.

В случае использования чугуна с массовыми долями серы и фосфора превышающих значений, массовый расход извести увеличивают на 2-4 т по сравнению с требованиями, при этом одновременно с известью присаживают плавиковый шпат в количестве 0,1-1,0 т [66].

При использовании ГБЖ, металлизованных или железорудных окаты­шей взамен металлического лома массовый расход извести на плавку увели­чивают на 0,2 т на каждую тонну присаживаемого материала по сравнению с требованиями.

Известь на плавку в количестве от 30 до 60 % от общего расхода по мас­се присаживают в завалку на металлический лом, остальное количество — до начала периода интенсивного обезуглероживания.

Известь или известь и доломит металлургический подают в конвертер по течкам с двух сторон.

Начало первого периода продувки определяют с момента установки регулирующим клапаном заданного объёмного расхода кислорода в соответствии с выбранным режимом продувки. Продолжительность первого периода продувки (период шлакообразования) составляет 4-8 мин. После зажигания плавки расстояние от головки фурмы до уровня ванны в спокойном состоя­нии (положение фурмы) устанавливают в пределах 2,2-2,5 м. Продолжительность первого периода продувки и положение фурмы при этом определяют исходя из стойкости футеровки конвертера в соответствии с требованиями табл. 4.

Таблица 4

Параметры	Стойкость футеровки конвертера, пл.
0-500	500-1000	более 1000
Положение фурмы, м	2,2-2,3	2,3-2,4	2,4-2,5
Продолжительность первого периода, мин*	4-6	5-7	6-8

*При работе с частичной заменой металлического лома агломератом высокоосновным продолжительность первого периода продувки уменьшают на 1-2 мин.

По окончании первого периода продувки фурму устанавливают на расстоянии 1,7-2,0 м до уровня ванны в спокойном состоянии и удерживают в этом диапазоне до окончания продувки (второй период продувки — период обезуглероживания).

Период интенсивного обезуглероживания наступает через 2-5 мин после начала второго периода и заканчивается за 2-5 мин до окончания продувки. В период интенсивного обезуглероживания объёмный расход кислорода снижают на 100-250 , а после его окончания увеличивают на 100-250 . [65]

Массовый расход одной порции охладителей, подаваемых в конвертер по ходу продувки, не должен превышать 0,5 т. Шлакообразующие и охлади­тели прекращают присаживать не позднее, чем за 1 мин до окончания про­дувки.

При избытке чугуна для ускоренного наведения первичного шлака, а также при совместном использовании извести и доломита металлургического применяют твёрдый конвертерный шлак. Твёрдый конвертерный шлак присаживают в завалку на металлический лом или в первом периоде продувки. При этом положение фурмы над уровнем ванны в период обезуглероживания устанавливают в зависимости от массы присаживаемого твёрдого конвертерного шлака на плавку:

масса твёрдого шлака высота фурмы над ванной

1,0-2,0 т 1,9 м

2,1-4,0 т 1,8 м

4,1-6,0 т 1,7 м

Расход извести при этом уменьшают на 0,3 т на каждую тонну шлака. При использовании кокса в качестве теплоносителя (массовый расход в соответствии с требованием табл. 5) продолжительность первого перио­да продувки увеличивают на 1-2 мин, после этого фурму устанавливают на расстоянии 1,7-2,0 м, а затем производят присадку кокса одной порцией и фурму выдерживают в этом диапазоне 1-2 мин. После этого фурму переводят в положение первого периода (2,2-2,5 м) на 1-2 мин [65].

При появлении в ходе продувки выбросов жидкого шлака из конвертера принимают следующие меры:

— присадку шлакообразующих материалов в конвертер прекраща­ют;

— фурму устанавливают на 0,1-0,3 м ниже уровня, регламентиро­ванного для этого периода продувки;

— устанавливают объёмный расход кислорода до 650 м3 /мин.

Если принятые меры не предотвращают выбросы шлака из конвертера, то продувку прерывают и производят скачивание шлака.

При появлении по ходу продувки выбросов гетерогенного шлака из конвертера или «сворачивания» шлака принимают следующие меры:

— фурму поднимают на 0,1-0,3 м выше уровня, регламентирован­ного для этого периода продувки;

— присаживают плавиковый шпат в количестве 0,5-2,0 т.

После окончания продувки измеряют положение фурмы над уровнем ванны в спокойном состоянии и производят корректировку режима продув­ки.

При прерывании продувки более, чем на 5 мин, её возобновляют с нача­ла.

После окончания продувки производят повалку конвертера, отбирают пробы металла и шлака в соответствии с требованиями ГОСТ 7565-81 для определения химического состава и измеряют температуру. Измерение температуры производят дважды, если результаты измерения имеют расхождение более, чем на 10 °С, производят третье контрольное измерение.

В шлаке определяют массовые доли CaO, SiО2, MgO и основность (отношение суммы массовых долей оксидов кальция и магния к массовой до­ле диоксида кремния). Массовая доля Feобщ. в конечном шлаке должна быть не более 25 %, основность шлака — не менее 2,7, MgO — в пределах от 5 до 12 % при совместном использовании извести и доломита металлургического [67].

Выпуск металла из конвертера производят при получении температуры металла в пределах, указанных в табл. 5 и массовых долей:

— углерода из расчёта получения марочного предела с учётом вно­симого ферросплавами и мелочью коксовой (науглероживателем);

— фосфора на 0,008 % ниже значений табл. 5, за исключением марок стали, легируемых фосфором;

— серы, не превышающей значений, приведённых в табл. 5, а также выше этих значений в случае проведения додувки и (или) проведения последующей обработки ТШС.

Таблица 5

Температура металла в конвертере, с сталеразливочном и промежуточном ковшах

Параметры	Температура металла,
Перед выпуском из конвертера	В сталеразливочном ковше	В промежуточном ковше
после усреднительной продувки аргоном	после обработки на УДМ
1	2	3	4	5	6
Массовая доля углерода в стали, %	0,12	1650-1670	1600-1620	1575-1595	1530-1550
0,12	1660-1680	1610-1630	1580-1600	1535-1555
Сталь по ГОСТ 9045	1670-1690	1620-1640	1590-1610	1545-1555
Изменение температуры,
Массовая доля углерода < 0,12 % и кремния < 0,10%	+5	+5	+5	+5
Размеры сляба	толщина, мм	250	200	+5	+5	+5	+5
ширина, мм	1290	1370	+10	+10	+10	+10
Первая плавка на промежуточном ковше	+10	-	-	-
Обработка ТШС на каждую присаживаемую 1 т	+10	-	-	-
Период с ноября по март	+10	+5	+5	-
Периклазоуглеродистая(ПУ) футеровка сталеразливочного ковша	+10	+5	+5	-
Совокупное действие нескольких параметров (кроме обработки ТШС), не более	+20	+15	+10	+10

Корректировка температуры и химического состава металла в конверте­ре.

При получении массовой доли углерода выше требуемой производят скачивание шлака из конвертера. Далее производят додувку металла из рас­чёта снижения массовой доли углерода на 0,02-0,04 % в минуту. При этом положение фурмы устанавливают на 0,1-0,3 м ниже положенной.

При получении масовой доли фосфора или серы выше требуемой в конвертер присаживают известь и плавиковый шпат в количестве 1,0-8,0 и 0,1-1,0 т, соответственно. Далее производят додувку металла в течение 0,5-3,0 мин, при этом положение фурмы устанавливают на 0,1-0,3 м выше требуемой [65].

При получении температуры металла ниже требуемой производят скачивание шлака, далее производят додувку из расчёта: 1 минута продувки повышает температуру металла на 20-30 °С. При додувке положение фурмы устанавливают на 0,1-0,3 м ниже требуемой.

При производстве марок стали с массовой долей азота менее 0,0050 % в конвертер перед додувкой присаживают доломит сырой или известняк в количестве 0,2-1,0 т.

При получении температуры выше требуемой на 5-10 °С производят выдержку металла в конвертере, а при получении температуры более 10 °С присаживают стальной лом из расчёта: 5 т стального лома снижают темпера­туру металла в конвертере в среднем на 10 °С.

После охлаждения плавки производят повалку конвертера и повторно измеряют температуру металла, а после проведения додувки — измеряют температуру и отбирают пробу металла и шлака.

Выпуск расплава из конвертера в сталеразливочный ковш.

Выпуск расплава производят через сталевыпускное отверстие конверте­ра — лётку, рабочий слой которой выполнен из огнеупорных блоков. Размер и форма отверстия должны обеспечивать продолжительность выпуска не менее

4,5 мин организованной струёй, при этом прерывание выпуска не допускается. Сталевоз при выпуске расплава перемещают таким образом, чтобы струя металла не попадала на стенки сталеразливочного ковша. Уровень расплава в сталеразливочном ковше после выпуска из конвертера должен быть на 150-200 мм ниже верхней кромки ковша.

После выпуска расплава оставшийся в конвертере шлак сливают через горловину в шлаковую чашу.

2.2 Анализ применения алюминия различного фракционного состава при раскислении стали

В данном разделе изложены дополнительные требования к выплавке и внепечной обработке стали с ограниченными массовыми долями кремния, серы и марганца. Массовые доли кремния, серы и марганца в выплавляемой стали приведены в табл. 6, а массовые доли других элементов регламен­тируются заказами потребителей.

Таблица 6

Массовая доля элементов в готовой стали

Позиция	Сталь спецификация	Массовая доля элементов в стали, %
Кремний, не более	Сера	Марганец
1	АА	0, 03 (0,02; 0,10)	не более 0,010	0,20-0,90
А	не более 0,015
Б	не более 0,018
В	не более 0,020	0,41-0,90
Г	не более 0,020
2	АА	0,04 (0,03; 0,10)	не более 0,010	0,91-1,50
А	не более 0,015
Б	не более 0,018
В	не более 0,020
Г	не более 0,020

Применяемые материалы.

Для выплавки стали спецификаций АА и А применяют чугун с массовой долей серы не более 0,012 %, для стали спецификаций Б, В — не более 0,020 % [66]. Для выплавки стали спецификаций АА и А используют отборный металлический лом 1 сорта, для стали спецификаций Б — Г — лом 2 сорта [66].

Для раскисления, легирования и модифицирования стали применяют:

Позиция	Массовая доля кремния, % н.б.	Применяемые материалы*
1	0,03	ферромарганец высокоуглеродистый, ферро­марганец среднеуглеродистый, алюминий вторичный
2	0,04
1	0,02	марганец металлический, алюминий первичный
2	0,03
1,2	0,10	ферромарганец высокоуглеродистый, ферро­марганец среднеуглеродистый, алюминий вто­ричный, силикокальций

*При производстве стали спецификации АА дополнительно применяют карбид кальция.

Выпуск и раскисление расплава.

Выпуск расплава из конвертера производят при получении температуры металла в пределах 1690-1720 °С с учётом обработки ТШС. ТШС состоит из алюминия гранулированного фракции от 7 до 30 мм, извести металлургиче­ской марки ИС-1 и плавикового шпата фракции от 10 до 80 мм.

С началом выпуска металла из конвертера и до 0,25 высоты наполнения ковша присаживают мелочь коксовую, алюминий гранулированный, известь и плавиковый шпат, с 0,3 до 0,5 высоты наполнения ковша присаживают марганецсодержащие ферросплавы [69]. В конце выпуска, при наполнении ковша на 0,7 высоты, присаживают алюминий гранулированный для раскисления и в случае вскипания металла дополнительно присаживают 0,2-0,3 кг/т алюминия кускового [66, 70].

Количество алюминия гранулированного, присаживаемого в начале и в конце выпуска, а также извести и плавикового шпата определяют в соответствии с требованиями табл. 7.

При производстве марок стали спецификации АА присаживают 300-600 кг карбида кальция совместно с алюминием гранулированным для раскисле­ния стали.

Все материалы присаживают с лотка ферросплавов. Конвертерный шлак при выпуске плавки из конвертера отсекают шаром.

Обработка жидкого металла аргоном в сталеразливочном ковше.

Продувку металла аргоном производят с объёмным расходом 20-70 м3 /ч. По истечении 1 мин усреднительной продувки аргоном измеряют температу­ру металла, которая должна быть в пределах 1610-1640 °С [71].

Таблица 7

Количество присаживаемых материалов при выпуске металла из конвертера

Позиция	Сталь спецификация	Масса компонентов ТШС, кг/пл.	Масса алюминия гранулированного для раскисления, кг/пл.
Алюминий гранулированный	Известь	Плавиковый шпат
Массовая доля марганца в стали, %
0,20-0,40	0,41-0,90	более 0,90
1	АА	600	400-500	-	2800-3200	700-800	300-400
А	500-600	300-400	-	2400-2800	600-700	200-300
Б	-	300-400	-	2000-2400	500-600	200-300
В	-	300-400	-	1600-2000	400-500	200-300
Г	-	300	-	800-1200	200-300	200-300*
2	АА	-	-	400	2800-3200	700-800	300-400
А	-	-	300	2400-2800	600-700	200-300
Б	-	-	300	2000-2400	500-600	200-300
В	-	-	300	1600-2000	400-500	200-300
Г	-	-	300	800-1200	200-300	200-200*

*Алюминий кусковой

При обработке стали спецификации АА-В одновременно с продувкой аргоном вводят алюминиевую катанку в количестве 700-1400 м на плавку. При этом расход аргона должен быть 20-30 м3 /ч. По окончании ввода катанки продувку аргоном продолжают в течение 3-5 мин, после чего измеряют тем­пературу и отбирают пробу металла на химический анализ [66, 71].

При обработке стали спецификации Г алюминиевую катанку вводят без продувки аргоном в количестве 700-1000 м на плавку, после чего производят 3-х мин продувку, измеряют температуру и отбирают пробу металла на химический анализ [71]. В случае необходимости производят корректировку химического состава стали и модифицирование силикокальцием. Перед подачей плавки на УНРС поверхность расплава в стале­разливочном ковше покрывают теплоизолирующей засыпкой, кроме стали спецификации АА.

Технология производства низкоуглеродистой качественной стали по ГОСТ 9045.

В данном разделе изложены дополнительные требования к выплавке и внепечной обработке низкоуглеродистой качественной стали.

Массовые доли химических элементов в выплавляемых марках стали приведены в табл. 8.

Применяемые материалы и дутьевой режим плавки.

Для выплавки стали класса А и марок аналогов с массовой долей серы не более 0,018 % применяют чугун с массовой долей серы не более 0,012 % и металлический лом 1 сорта. Для выплавки стали класса Б категории вытяжки ОСВ, стали 06ФБЮАР и марок аналогов с массовой долей меди не более 0,05 % применяют чугун с массовой долей серы не более 0,020 % и металлический лом 1 и 2 сортов. Металлического лома 1 сорта должно быть 50-60 % по массе.

Для раскисления и легирования применяют ферросиликомарганец, ферромарганец, алюминий гранулированный и алюминиевую катанку [66]. Дутьевой и шлаковый режимы имеют дополнения [66, 72]:

— после окончания периода интенсивного обезуглероживания фурму устанавливают на расстоянии 1,4-1,7 м до уровня ванны в спо­койном состоянии и удерживают в этом диапазоне до окончания про­дувки;

— присадку железорудных окатышей или высокоосновного агло­мерата в количестве 0,5-2,0 т начинают за 4-5 мин до окончания продув­ки и прекращают за 1 мин до окончания продувки;

— выпуск расплава из конвертера производят при получении тем­пературы металла в соответствии с требованиями табл. 5 и массо­вой доли углерода:

— не более 0,03 % для марок стали с массовой долей углерода 0,05 % и менее;

— на 0,02 % ниже массовой доли углерода в готовой стали для ма­рок стали массовой долей углерода 0,06-0,09 %.

Таблица 8

Массовая доля химических элементов в выплавляемых марках стали

Марка стали	Категория вытяжки	Массовая доля элементов, %
С н. б.	Mn	Al*	Si	S	P	Cr	Ni	Cu	N
не более
08Ю	А	ВОСВ-Т ВОСВ-1 гр. отд. пов.	0,04	0,15-0,22	0,02-0,06	0,02	0,018	0,020	0,01	0,03	0,03	0,004
Б	ОСВ	0,05	0,15-0,22	0,02-0,06	0,02	0,020	0,020	0,03	0,04	0,05	0,005
СВ, ВГ	0,07	0,15-0,25	0,02-0,06	0,03	0,025	0,020	0,04	0,10	0,15	0,006
08пс	ВГ	0,09	0,15-0,30	0,02-0,07	0,04	0,030	0,025	0,10	0,10	0,15	0,006
06ФБЮАР**	0,03-0,07	0,20-0,30	0,02-0,07	0,01-0,03	0,025	0,020	0,03	0,06	0,01-0,06	0,003-0,006
Аналоги	0,09	0,15-0,45	0,02-0,07	0,04	0,030	0,030	0,20	0,20	0,20	0,007

* Вид алюминия (кислоторастворимый или общий) регламентируется заказами потребителей.

**Требуемое содержание примесей должно быть: В — 0,0010-0,0030 %, V, Nb — 0,001-0,003 %, сумма (V + Nb) -0,0055 %. (Ванадий и ниобий вводят в сталь по расчёту и химическим анализам не определяются). Кальций вводится в сталь как технологическая добавка в количестве 0,0005-0,001 % и химическим анализом не определяются.

Выпуск расплава из конвертера в сталеразливочный ковш.

Выпуск расплава из конвертера производят за 60-80 мин до начала раз­ливки плавки. При выпуске расплава из конвертера производят совместную присадку ферросиликомарганца и известняка с 0,5 до 0,7 высоты наполнения сталеразливочного ковша.

Выбор технологической схемы и расход материалов определяют исходя из требований табл. 9.

Таблица 9

Технологическая схема	Марка стали	Массовые доли элемен­тов в выплавляемых марках стали, %	Расход материалов, кг/пл.
углерод, не более	марганец	МнС 17	известняк
1	08Ю	0,04	0,15-0,22	800 ± 50	800 ± 50
0,05	0,15-0,22
08Ю	0,07	0,15-0,25
2	08пс	0,09	0,15-0,30	1200 ±50	1200 ±50
аналоги	0,09	0,15-0,45

После окончания выпуска расплава из конвертера в сталеразливочный ковш через 0,1-0,3 мин присаживают смесь извести металлургической и алюминия гранулированного в количестве 1000-1200 и 90-100 кг на плавку соответственно [65]. Все материалы присаживают с лотка ферросплавов.

Обработка жидкого металла на УДМ.

По истечении 2 мин усреднительной продувки аргоном измеряют температуру металла, которая должна быть в пределах 1620-1640°С (изменение температуры металла при изменении остальных параметров приведено в табл. 5) При вводе алюминиевой катанки продувку металла аргоном прерывают на весь период ввода.

При получении температуры не более 1620°С (изменение температуры металла при изменении остальных параметров приведено в табл.5) вво­дят первую порцию алюминиевой катанки в количестве 900 м, после чего по­вторно измеряют температуру металла. По разности температур определяют перепад и затем производят продувку металла аргоном продолжительностью не менее 2 мин. По величине перепада температур (T) определяют расход второй порции алюминиевой катанки.

Расход второй порции алюминиевой катанки диаметром 11,5 мм должен быть в соответствии с требованиями табл. 10.

Таблица 10

Расход алюминиевой катанки

Технологическая схема	Толщина слоя шлака, мм	Расход алюминиевой катанки, м
АТ,
1-5	6-10	11-15	16-20	21-25	26-30
1	100	710-850	860-1000	1010-1150	1160-1300	1310-1450	1460-1600
2	560-700	710-850	860-1000	1010-1150	1160-1300	1310-1500

Примечание:

1. При возрастании толщины шлака на каждые 50 мм расход алюминиевой катанки увеличивают на 150 м.

2. При использовании катанки с диаметром более или менее 11,5 мм её расход определяют с учётом переводного коэффициента.

Толщину слоя покровного шлака в сталеразливочном ковше определяют по величине ошлакованного участка сляба после его опускания в расплав (визуально).

После ввода второй порции алюминиевой катанки производят продувку металла аргоном продолжительностью не менее 4 мин, затем отбирают пробу металла и после получения анализа замеряют температуру.

Сталеразливочный ковш с металлом передают на УНРС при получении:

— массовой доли алюминия в пределах 0,045-0,070 %;

— массовой доли марганца на 0,02 % выше нижнего марочного предела;

— температуры металла в пределах 1590-1610 °С.

Корректировку массовой доли алюминия производят из расчёта: 200 м алюминиевой катанки вносят 0,01 % алюминия [71]. Корректировку массо­вой доли марганца при производстве марок стали с массовой долей углерода 0,04 % и менее производят ферромарганцем среднеуглеродистым, а при про­изводстве марок стали с массовой долей углерода 0,05 % и более — ферро­марганцем высокоуглеродистым. Корректировку производят из расчёта: 50 кг марганецсодержащего ферросплава вносят 0,01 % марганца [71].

Продолжительность продувки металла аргоном после проведения корректировки химического состава должна быть не менее 2 мин.

Перед подачей плавки на УНРС поверхность расплава в сталеразливоч­ном ковше покрывают теплоизолирующей засыпкой.

Химический подогрев металла в сталеразливочном ковше.

Химическому подогреву подвергают плавки, температура металла кото­рых в сталеразливочном ковше ниже указанной в табл. 5.

Химический подогрев производят после выполнения технологических операций:

— по истечении 3-х мин усреднительной продувки или после обра­ботки аргоном для марок стали по ГОСТ 380-88, ГОСТ 1050-88, ГОСТ 4041-71;

— для низкокремнистой и низкосернистой стали;

— для низкоуглеродистой качественной стали по ГОСТ 9045-93 и её аналогов.

Непосредственно перед подогревом производят измерение температуры металла. По результатам измерения температуры металла определяют температуру нагрева металла (t) в интервале 5-55 °С. Данная температура нагрева должна быть достаточной для получения температуры металла в сталеразливочном ковше после обработки в соответствии с требованиями табл. 5.

Фурму устанавливают на расстоянии 200-400 мм (визуально) от поверхности расплава. Затем вводят предварительную порцию алюминиевой катан­ки, расход которой в зависимости от содержания алюминия в металле перед подогревом должен быть:

Содержание алюминия, %	< 0,020	0,020-0,030	> 0,030
Предварительная порция, м	300	200	100

Не прерывая ввода алюминиевой катанки, производят погружение фур­мы в расплав на глубину 1,5-4,0 м (визуально), при этом объёмный расход кислорода плавно увеличивают с 10-15 до 40-60 м/мин. Давление кислорода в сети должно быть в пределах 15-16 кгс/см (1,5-1,6 МПа) [71].

Общий расход алюминия, объёмный расход кислорода и глубина погружения фурмы в зависимости от t приведены в табл. 11.

Таблица 11

Расход алюминия, кислорода и глубина погружения

Параметры	Температура нагрева металла
5-14	15-24	25-34	35-44	45-55
Алюминиевая катанка, м	800-1000	1001-1300	1301-1700	1701-2200	2201-2800
Кислород,	280-320	321-360	361-400	401-450	451-510
Объёмный расход кислорода,	40	45	50	55	60
Глубина погружения фурмы, м	1,5-2,0	2,0-2,5	2,6-3,0	3,1-3,5	3,6-4,0

Вывод фурмы из расплава производят при объёмном расходе кислорода 10-15 м/мин. После окончания продувки кислородом производят усреднительное перемешивание металла аргоном с объёмным расходом 20-70 м3 /мин в течение 1-3 мин. Затем отбирают пробу металла на химический анализ и измеряют температуру. При получении заданной температуры металла и результатов химического анализа металла, плавку передают на УНРС. При необходимости производят корректировку химического состава металла и модифицирование.

Результаты исследования включений в литом металле, показывают, что порядок ввода раскислителей в ковш влияет, во-первых, на природу образующихся включений, и, во-вторых, определяет кинетические условия удаления включений. Загрязнённость готового проката на плавках с передувом и на сравнительных плавках представлена в табл. 12. При первоочередном вводе алюминия в ковш (опытный вариант) загрязнённость стали оксидными включениями как на плавках с науглероживателем, так и без науглероживания ниже, чем на обычных плавках с вводом алюминия после ферросплавов. При сохранении однойи той же схемы раскисления металл, полученный с передувом, содержит большее количество оксидных неметаллических включений. Однако, приприменении новой схемы раскисления содержание оксидных включений в передутом металле оказалось ниже, чем при обычной технологии (остановкана собственном углероде и ввод алюминия в ковш послекремнийсодержащих ферросплавов). Так, содержание оксидных включений в стали3сп соответственно составляет 0,0058 и 0,0064 %, в стали 20 тр. сш. — 0,0097 и 0,0100 %, а стали 35ГС — 0,0128 и 0,0188 %, в стали 45 — 0,0167 – 0,0169 %.

Независимо от технологии выплавки при первоочередном вводе алюминия в ковш в составе включений уменьшается содержание кремнезёма, а содержание глинозема сохраняется практически на одинаковом уровне, а в стали 20 тр. сш. даже снижается. Это подтверждает вывод опреимущественном удалении включений глинозема. Сохранение этой закономерности для всех исследованных марок стали (от 3сп до обработанных синтети­ческим шлаком — 20 тр. и низколегированной — 35ГС) говорит отом, что можно технологически простым способом регулировать состав оксидныхвключений и, в конечном итоге, управлять их влиянием на технологи­ческие и эксплуатационные свойства готового проката.

Таблица 12

Влияние порядка ввода алюминия в ковш и степени передува металла на загрязненность готового проката оксидными включениями (электролитическое растворение)

Марка стали	Содержание углерода на выпуске, %	Вариант раскисления	Расход алюминия г/т	Количество плавок	Содержание алкидных включений, %	[O], %
общее			FeO	MnO
Ст.3сп	0,05-0,08 --//-- 0,15-0,21 --//--	опытный обычный опытный обычный	970 880 970 880	3 3 5 4	0,0058 0,0094 0,0042 0,0064	0,0012 0,0045 0,0010 0,0037	0,0040 0,0043 0,0029 0,0023	0,0002 0,0003 0,0001 0,0002	0,0004 0,0004 0,0002 0,0002	сл. --//-- --//-- --//--	сл. --//-- --//-- --//--	0,0022 0,0037 0,0025 0,0030
20тр.сш	0,08-0,10 --//-- 0,14-0,20 --//--	опытный обычный опытный обычный	980 620 980 620	4 3 3 3	0,0097 0,0121 0,0072 0,0100	0,0005 0,0015 0,0007 0,0037	0,0052 0,0076 0,0028 0,0030	0,0004 0,0008 0,0010 0,0010	сл. 0,0003 0,0005 0,0011	0,0003 сл. 0,0002 0,0002	0,0028 0,0019 0,0020 0,0010	0,0035 0,0053 0,0030 0,0038
35ГС	0,07-0,14 --//-- 0,26-0,30 --//--	опытный обычный опытный обычный	380 310 380 310	5 4 3 3	0,0128 0,0221 0,0107 0,0188	0,0039 0,0040 0,0046 0,0094	0,0048 0,0036 0,0045 0,0045	0,0017 0,0029 0,0009 0,0010	0,0015 0,0100 сл 0,0035	0,0003 0,0005 0,0002 0,0001	0,0006 0,0011 0,0005 0,0003	0,0057 0,0094 0,0052 0,0084
45	0,08-0,10 --//-- 0,33-0,45 --//--	опытный обычный опытный обычный	410 400 410 400	3 3 3 3	0,0167 0,0197 0,0116 0,0169	0,0060 0,0063 0,0014 0,0043	0,0038 0,0040 0,0057 0,0047	0,0005 сл. 0,0010 0,0030	0,0060 0,0090 0,0023 0,0029	0,0002 0,0002 0,0007 0,0015	0,0002 0,0002 0,0005 0,0005	0,0060 0,0062 0,0047 0,0067

С целью повышения точности прогноза расхода алюминия исследовали влияние основных технологических факторов на расход и угар алюминия в период доводки металла в ковше. Оценили более 40 плавок с контролем техноло­гии выплавки, выпуска металла из конвертера и обработки в ковше, при этом измеряли температуру и состав стали, интенсивность и продолжительность продувки аргоном, количество и последовательность присадок алюминия.

Вводимый в металл алюминий расходуется на раскисление, легирование и угар. При определении количества алюминия, расходуемого на раскисление, считали, что образуются неметаллические включения стехиометрического состава, и расчёт проводили по изменению содержания растворённого в металле кислорода. Содержание кислорода определяли по величине измеренной его ак­тивности α[о] и табличных значений коэффициента активности f[o] в расплаве данного состава.

Количество алюминия, расходуемого на раскисление (qp, кг/т) представили в виде следующего уравнения:

qp= 11,25(α[о]н /f[o]н — α[o]k /f[o]k ),(2)

где α [o]н -активность кислорода до раскисления, определяемая по измерению э.д.с. и температуры; α[о]к -активность кислорода после раскисления.

Известно, что количество алюминия, пошедшее на легирование ( q л , кг/т) пропорцио­нально его общему содержанию в стали после обработки в ковше:

qл=10[AL](3)

Остальное количество алюминия (qу, кг/т), расходуемое на взаимодействие со шлаком, атмосферой и футеровкой ковша, составляет:

(4)

Учитывая, что общий расход алюминия равен сумме qл, qp и qу, и объединяя ypaвнения (2), (3) и (4), получим выражение для удельного расхода алюми­ния на плавку (кг/т):

(5)

Окончательные значения коэффициентов при изменяемых параметрах в этом уравнении были получены путём стандартного регрессионного анализа результатов опытных плавок, что позволило статистически учесть действие других технологических факторов.

Расход алюминия на плавку (кг):

GAL= qGст. (6)

где Gст — масса жидкой стали в ковше, тн.

Для прогноза содержания алюминия в стали после раскисления, усреднительной продувки и выдержки получили зависимость:

(7)

где q — расход алюминия на плавку, кг/т.

Таким образом, математическая модель позволила рассчитать теоретически необходимое количество гранулированного алюминия для раскисления при остаточной концентрации его в стали 0,03-0,04 % с целью обеспечения штампуемости холоднокатаных листов. На практике расход алюминия должен быть несколько больше. Для обеспечения достижения равновесия в системе FeO-AL2О3 и обеспечения оптимальной остаточной концентрации алюминия необходимо 0,650-0,750 кг/т расплава.

Нами представлена сравнительная оценка эффективности раз­ных способов раскисления, а также приведены результаты экспериментальных исследований по разработке технологии раскисления стали с остаточной концентрацией алюминия в металле 0,03-0,04 %.

С помощью математической модели было определено теоретически необходимое количество алюминия, вводимого в сталь, для по­лучения его концентрации 0,03-0,04% при различных способах раскисления. Установлено, что при вводе алюминия в виде гранул фракции 7-15 мм расход алюминия минимален и составляет 0,7 кг/т стали.

Экспериментально проводилось исследование ввода алюминия различного фракционного состава при раскислении стали во время выпуска металла из плавильного агрегата: I — куски размером 40-60 мм; II — фракции размером 0,5-3,0 мм; III — гранулы фракции 7-15 мм. Удельный расход алюминия во всех случаях составлял 0,7 кг/т стали.

Результаты исследования показали (табл. 13), что в первом варианте ввода алюминия разброс концентрации алюминия в готовом металле составлял 0,004-0,065 % (с менее 0,03 % [AL] — 56 % плавок; с более 0,04 % [AL] — 8 % плавок и только на 36 % плавок получено оптимальное остаточное содержание 0,03-0,04 % [AL]). При этом способе алюминий ошлаковывался, окислялся за счёт возду­ха и шлака, поэтому среднее его усвоение по всем плавкам первого варианта составило всего 19 %.

Таблица 13

Количество плавок с остаточной концентрацией алюминия в готовой стали

Вариант	Количество плавок	Остаточная концентрация алюминия, %	Среднее значение, %
менее 0,03	0,03-0,04	более 0,04
I	25	14	9	2	19
II	25	15	10	-	21
III	25	1	22	2	36

Исследование по второму варианту раскисления стали показало, что остаточная концентрация алюминия в готовой стали менее 0,03 % [AL] получилась на 60 % плавок; концентрация более 0,04 % [AL] не была достигнута. Опти­мальное остаточное содержание алюминия 0,03-0,04 % [AL] -на 40 % плавок. Среднее усвоение алюминия на плавках второго варианта составило 21 %. При­менение алюминия в виде фракции 0,5-3,0 мм сопровождается большим выго­ранием вводимого раскислителя во время ввода его в ковш в период выпуска металла изпечи, в результате чего значительная его часть не поступает в реакционную зону взаимодействия алюминия с растворённым кислородом. Поэто­му и усвоение активного элемента составляет 21 %. Остаточное содержание алюминия в готовом металле составило 0,002-0,034 %.

Результаты исследования по третьему варианту ввода алюминия при раскислении стали показали, что остаточное содержание алюминия в готовом металле колебалось в пределах 0,027-0,041 % (с менее 0,03 % [AL] — 4 % плавок; с более 0,04 % [AL] — 8 % плавок, с оптимальным остаточным содержанием 0,03-0,04 % [AL] — 88 % плавок). Среднее усвоение алюминия по всем плавкам третьего варианта составило 36 %.

Анализ проб металла, отобранных по ходу разливки установил разницу в содержании алюминия первых и последних проб на плавках первого варианта — в 2-3 раза; второго варианта — на 20-25 %; третьего варианта — на 7-16 %.

Результаты экспериментальных исследований различных методов раскисления стали подтвердили выводы, полученные с помощью математической мо­дели, о том, что применение гранулированного алюминия фракции 7-15 мм приводит к повышению усвоения дорогостоящего металла до 36 % по сравне­нию с традиционным вводом, когда среднее усвоение составляет 15-20 %. Та­кое повышение объясняется увеличением контактной поверхности реакции ак­тивного элемента (алюминия) как раскислителя с кислородом, находящемся в металле. Контактная поверхность гранул, по сравнению с традиционно вводи­мой чушкой, такого же объёма больше в 6000 раз, вследствие чего значительно увеличивается скорость реакции взаимодействия алюминия с кислородом ста­ли, и повышается его усвоение. Меньший расход на побочные реакции позво­ляет снизить расход дорогостоящего металла (алюминия) с одновременным повышением качества готовой продукции, что приводит к значительному эко­номическому эффекту.

Таким образом, по результатам расчетов и экспериментов определены технологические режимы раскисления стати гранулированным алюминием при
внепечной обработке расплава: количество 0,7 кг/т стали, фракция гранулированного алюминия 7-15 мм.

В исследованиях представлены результаты применения гранулированного алюминия при раскислении конструкционной высококачественной стали. Было выплавлено 80 плавок стали марки 08Ю.

Для подтверждения более высокой эффективности предложенной технологии (критерием являлась степень десульфурации) исследовали различные ва­рианты присадки алюминия в металл на выпуске из конвертера. В I варианте в металл присаживали чушковый алюминий в количестве 1,49 кг/т стали. В вари­анте II присаживали алюминий кусковой в количестве 1,88 кг/т стали. В вари­анте III присаживали алюминий гранулированный фракцией 7-15 мм в количе­стве 0,75 кг/т стали.

Оптимальным явился 3 вариант, на котором была получена наибольшая степень десульфурации — в среднем 21,2 %., тогда как в первом и втором вариантах соответственно 9,5 и 10,7 % соответственно. Кроме того, он был более технологичным, чем вариант 1, так как присаживаемая порция алюминия в конце выпуска гарантированно исключала вскипание металла. В третьем вари­анте была достигнута степень десульфурации в два раза большая, чем в первом и втором вариантах.

Это объясняется тем, что, как показали расчеты, вводимая порция гранулированного алюминия растворялась практически сразу же после введения её в металл, что создавало благоприятные условия для десульфурации при выпуске металла из конвертера. Кроме того, здесь использовалась энергия перемешивания струи. Во втором варианте кусковой алюминий полностью растворялся только после перемешивания на УДМ, и в соответствии с физической моделью, кинетические условия для всплытия сульфидных включений были значительно хуже.

Необходимо отметить, что содержание серы 0,015 % и менее в готовом металле в третьем варианте достигнуто на 77,1 % плавок, тогда как в первом и втором вариантах 36 и 37,1 % соответственно.

Разливка стали проводилась на в слябы сечением 250x1550 мм (31 плавок) и 250x1850 мм (49 плавок). Разливаемость металла была удовлетворительной. Загрязнённость стали неметаллическими включениями оценивалась по пробам — столбикам, отобранным от чистых слябов. Сумма включений бо­лее 40 мкм — 4,31 шт./см2 .

Степень десульфурации металла при различных вариантах раскисления стали

Варианты раскисления стали

Рис.1

По результатам проведённых исследований можно сделать вывод, что использование гранулированного алюминия фракции 7-15 мм при раскислении конструкционной высококачественной стали приводит к снижению расхода дорогостоящего материала с обычных 1,5-1,9 кг/т годной стали, до 0,70-0,75 кг/т годной стали, одновременно с этим повышается степень десульфурации металла почти в 2 раза за счёт более глубокого раскисления как металла, так и шлака.

Выводы

1. Разработаны физико-химическая, физическая и имитационная модели раскисления стали алюминием. С использованием моделей изучены термодинамические закономерности, условия протекания процесса раскисления стали гранулированным алюминием.

Экспериментально подтверждена высокая эффективность раскисления расплава стали гранулированным алюминием.

Показано, что для раскисления стали целесообразно применение алюминиевых гранул фракции 7-15 мм.

2. Исследована и оптимизирована технология производства гранулирован­ного алюминия фракции 7-15 мм. На основании результатов регрессионного анализа определены: рекомендуемая температура разливки жидкого алюминия, диаметр отверстий в чаше гранулятора, расстояние от днища чаши гранулятора до поверхности воды.

3. Экономика и организация производства.

3.1 Технико -экономическое обоснование темы дипломной работы

Раскисление металла является одной из важнейших технологических операций, непосредственно определяющей качество металла. Эффективность процесса во многом зависит от места, метода и вида вводимого раскислителя в металл. В настоящее время широко используется до сих пор присадка сильных раскислителей в ковш во время выпуска плавки из конверте­ра. Например, при выплавке низкоуглеродистой стали 08Ю для холодноката­ного листа и при раскислении во время выпуска, угар алюминия составляет 80-95 %. Следовательно, алюминий в основном расходуется не на раскисление металла, а на взаимодействие со шлаком, атмосферой и футеровкой. Расплавля­ясь, жидкий алюминий сосредотачивается на поверхности металла в ковше при его наполнении и активно окисляется. При низкой степени усвоения невоз­можно обеспечить содержание активного элемента в готовом металле в узких пределах.

Производство активных металлов, например алюминия, как правило, сопряжено с большими затратами энергии. Следовательно, неоправданный расход этих металлов означает ненужный расход энергии, истощение запасов топ­лива и связанное с этим дополнительное загрязнение окружающей среды.

Таким образом, проблема оптимизации ввода активных элементов в расплав сохраняет свою актуальность.

В данной работе исследовано влияние фракционного состава присаживаемых раскислителей на кинетические условия реакции взаимодействия с ки­слородом расплава. Предлагаемое применение алюминия в виде гранул ускоря­ет процесс их расплавления и растворения в основной массе жидкой стали, что в конечном счёте ведёт к более эффективному раскислению стали и снижению расхода раскислителя.

С использованием результатов теоретических и
экспериментальных исследований разработана и внедрена в производство новая технология раскисления расплава стали гранулированным алюминием.
Технология обеспечивает повышение точности химического состава стали по
алюминию на 30 % при одновременном снижении расхода алюминия в среднем в 1,8 раза.

Новая технология раскисления стали алюминиевыми гранулами снизила количество вредных выбросов в атмосферу.

3.2 Сетевой график выполнения дипломной работы

С целью лучшей организации и контроля за ходом выполнения дипломной работы исследовательского характера в начале дипломирования составляется и рассчитывается сетевой график.

Сетевой график представляет собой графическое отображение взаимосвязи событий и работ, имеющих место при проведении исследования. График устанавливает сроки выполнения каждого этапа работы, входящей в план исследования, и резервы времени, позволяющие маневрировать ресурсами и сроками начала работ. Сетевой график позволяет рационально организовать рабочее время исполнителей, порядок работ и контролировать процесс выполнения исследования в установленные сроки.

Для разработки и расчёта исходного сетевого графика выполнения работы необходимо составить перечень работ (табл. 14).

Сетевой график включает три комплекса работ:

а) комплекс подготовительных работ;

б) проведение экспериментальных работ;

в) комплекс заключительных работ.

Таблица 14

Составление перечня работ

Шифр работы	Наименование работ	Формулировка событий
Подготовительный период
0-1	Получение задания на НИР от кафедры	Задание на НИР получено
1-2	Составление технико-экономического обоснования и определение актуальности НИР	Технико-экономическое обоснование составлено и актуальность НИР определена
2-3	Составление первоначального литературного обзора по НИР	Первоначальный литературный обзор составлен
3-4	Определение потенциальных опасностей и вредных факторов	Потенциальные опасности и вредные факторы определены
4-5	Разработка мер защиты по технике безопасности	Защитные меры по технике безопасности
5-6	Ожидание	Ожидание выполнено
3-6	Изучение существующих работ по данной теме	Существующие работы изучены
6-7	Выбор и составление методики проведения исследования	Выбрана и составлена методика проведения исследования
7-8	Подготовка рабочего места и всего необходимого для проведения исследования	Рабочее место подготовлено
Экспериментальный период
8-9	Анализ полученных данных	Анализ полученных данных проведен
9-10	Использование стандартной программы для ЭВМ	Стандартная программа для ЭВМ использована

Окончание табл.14

10-11	Отладка программы	Программа отлажена
11-12	Обсуждение результатов расчета с научным руководителем	Результаты расчета обсуждены
12-13	Выводы по работе	Выводы сделаны
13-14	Сопоставление полученных данных с литературными	Данные сопоставлены
Заключительный этап
14-15	Обобщение результатов исследования	Обобщение результатов сделано
15-16	Построение графиков, таблиц, чертежей	Графики, таблицы, чертежи выполнены
16-17	Составление окончательного варианта сетевого графика	Сетевой график составлен
17-18	Общее оформление раздела по охране труда	Раздел по охране труда оформлен
18-19	Написание окончательного варианта литературного обзора НИР	Окончательный вариант литературного обзора написан
19-20	Общее оформление пояснительной записки	Пояснительная записка оформлена
21-22	Оформление плакатов	Плакаты оформлены
22-23	Подготовка к предварительной защите на кафедре	Подготовка проведена
23-24	Получение рецензий	Рецензии получены
24-25	Подготовка доклада, внесение дополнений и исправлений в пояснительную записку, плакаты	Доклад подготовлен, дополнения и исправления в пояснительную записку и плакаты внесены
25-26	Защита дипломной работы на ГЭК	Диплом защищен

Составление первоначального варианта сетевого графика.

Рис. 2. Сетевой график дипломной работы

Расчёт основных параметров сетевого графика.

Основные параметры сетевого графика: ожидаемое время выполнения работ, ранние и поздние сроки начала и окончания работ, резервы работ.

Ожидаемое время выполнения работы, которое используется при последующих расчётах сетевого графика, определяется:

(8)

Порядок расчёта остальных параметров:

а) устанавливается критический путь и его длительность;

б) определяются ранние сроки начала и окончания работ, начиная с исходного события:

(9)

(10)

в) определяются поздние сроки начала и окончания работ, начиная с завершающего события:

(11)

(12)

г) полный резерв работы:

(13)

Таблица 15

Расчёт параметров сетевого графика

Шифр работ	tmin	tmax	tож	tph	tро	tnh	tno	R
0-1	1	2	1,8	1,8	1,8
1-2	2	4	2,4	1,8	4,2	1,8	4,2
2-3	130	140	132	4,2	136,2	4,2	136,2
3-4	5	7	5,8	136,2	142	138,4	142	2,2
4-5	4	6	4,7	142	146,7	14,2	146,7	2,2
5-6	146,7	146,7	148,9	146,7	2,2
3-6	12	14	12,8	146,7	148,2	146,7	148,2
6-7	9	11	9,0	148,2	157,2	148,2	157,2
7-8	50	60	52	157,2	209,2	157,2	209,2
8-9	6	8	6,4	209,2	215,3	209,2	215,3
9-10	7	9	7,9	215,3	223,5	215,3	223,5
10-11	5	7	5,8	223,5	229,3	223,5	229,3
11-12	11	12	11,1	229,3	240,3	229,3	240,3
12-13	5	6	5,3	240,3	245,6	240,3	245,6
13-14	9	11	9,8	245,6	255,4	245,6	255,4

Окончание табл. 15

14-15	7	8	7,2	25,4	262,6	255,4	262,6
15-16	4	6	4,6	252,6	267,2	262,6	267,2
16-17	3	4	3,7	267,2	271,8	267,2	271,8
17-18	8	9	8,0	271,8	275,5	271,8	275,5
18-19	6	7	6,2	275,5	283,5	275,5	283,5
19-20	12	13	12,5	283,5	289,7	283,5	289,7
20-21	8	9	8,2	289,7	302,2	289,7	302,2
21-22	9	11	9,0	302,2	310,4	302,2	310,4
22-23	3	4	3,0	310,4	313,4	310,4	313,4
23-24	5	6	5,8	313,4	319,2	313,4	319,2
24-25	2	4	2,2	319,2	321,4	319,2	321,4
25-26	2	3	2,3	321,4	323,6	321,4	323,6

Оптимизация сетевого графика.

Оптимизация сетевого графика осуществляется путём перераспределения времени с ненапряжённых путей на критический путь. Это осуществляется в несколько этапов, в зависимости от реальных возможностей. Результаты записаны в табл. 16.

Таблица 16

Оптимизация сетевого графика

№ пути	Первоначальная деятельность пути	Резерв	Этапы оптимизации
Первый
Измерение	Результат
1	323,6	-1,1	322,5
2	321,4	2,2	+1,1	322,5

Перед оптимизацией сетевого графика определяется оптимальная продолжительность выполнения всего комплекса работ. Для этого сложим продолжительность всех путей графика и полученную сумму разделим на количество путей. В результате получаем теоретически самый короткий срок выполнения всех работ. Оптимизируя график, следует по возможности приблизиться к этой цифре.

Оптимальная продолжительность выполнения всего комплекса работ:

(14)

В результате оптимизации графика сроки выполнения работ сокращаются на А%:

(15)

(16)

3.3 Расчёт затрат на выполнение дипломной работы

Затраты на заработную плату.

Под исполнителями работы подразумеваются: непосредственный исполнитель дипломной работы – студент, научный руководитель проекта, консультант по ОБЖ, консультант по экономике, рецензент.

Количество времени, затраченное на дипломное проектирование:

— студентом – 322 часа;

— научным руководителем – 25 часов;

— консультантом по БЖД – 1 час;

— консультантом по экономике – 4 часа;

— рецензентом – 3 часа.

Исходные данные необходимые для расчёта заработной платы приведены в табл. 17.

Таблица 17

Исходные данные необходимые для расчёта заработной платы

Исполнитель работ	Время выполнения работы, ч	Часовая тарифная ставка, р/ч	Заработная плата	Отчисления во внебюджетные фонды, р.
Зосн	Здоп
Студент	322	12,79	4118,4	411,84	1177,86
Научный руководитель	25	7,05	176,25	17,63	50,41
Консультант по БЖД	1	69,77	69,77	6,98	19,96
Консультант по экономике	4	69,77	279,08	27,91	79,82
Рецензент	6	99	594	59,4	169,88
Итого	5237,5	523,75	1497,93

Часовая ставка:

руб/ч (17)

где: ЗП – заработная плата, руб;

t – отработанное время за месяц, ч.

, руб/ч (18)

, руб/ч (19)

, руб/ч (20)

, руб/ч (21)

Основная заработная плата: ЗПосн =5237,5руб.

Дополнительная заработная плата равна 10% от основной заработной платы:

ЗПдоп =5237,5∙0,10=523,75 руб. (22)

Общая заработная плата:

ЗПобщ =ЗПосн +ЗПдоп =5237,5+523,75=5761,25 руб. (23)

Отчисления на социальное страхование – 26% от общей заработной платы:

ОСС=ЗПобщ ∙0,26=5761,25*0,26=1497,93 руб. (24)

Затраты на заработную плату:

ЗЗП=ЗПосн +ЗПдоп +ОСС=5237,5+523,75+1497,93=7259,18 руб. (25)

Затраты на использование ПК:

— стоимость 1 часа – 100 руб;

— количество затраченного времени – 28 часов.

Общие затраты: 100∙28=2800 руб.

Прочие расходы.

Прочие расходы включают затраты на содержание администрации, зданий, охрану труда, технику безопасности, содержание библиотеки, общежития, отопления, освещения, воды и т. д.

Процент прочих затрат составляет 30% от затрат на заработную плату:

ПЗ=ЗЗП∙0,30=7259,18∙0,30=2177,75 руб. (26)

Сводная смета затрат на выполнение дипломной работы приведена в табл. 18.

Таблица 18

Сводная смета затрат

№ п/п	Наименование затрат	Сумма, руб.	% к итогу
1	Затраты на заработную плату	7259,18	59,33
2	Затраты на ПК	2800	22,88
3	Прочие затраты	2177,75	17,79
Итого	12236,93	100

4. Охрана труда.

4.1 Анализ условий труда при выполнении дипломной работы

Рабочее помещение расположено на четвёртом этаже четырёхэтажного жилого здания.

Рабочее помещение с размерами L× В × Н = 5,5× 3,5 × 3,0 м имеет один выход в коридор с дверным проёмом 2,10 × 1 м.

Естественное освещение рабочего помещения — боковое, через два оконных проёма с размерами 2,2 × 1,6 м. Светопроемы, ориентированы на юг и на восток. Искусственное освещение рабочего помещения — общее с 3-мя лампами накаливания (общая мощность источников света 180 Вт). Рабочее место располагается по отношению к окну таким образом, что естественный свет падает сбоку (справа).

Отопление — центральное, водяное, двухтрубное, с верхней разводкой и алюминиевыми радиаторами.

Вентиляция с естественной вытяжкой воздуха осуществляется через вентканалы, расположенные на кухне и в санузле. Исследования осуществляются с постоянным применением компьютера.

Таблица 19

Опасные и вредные производственные факторы

пп/п	Выполняемая работа (технологическая операция)	Применяемое оборудование, машины, механизмы, приспособления, а также материалы, вещества	Опасные или вредные производственные факторы
11	Обработка данных	Компьютер	Уровни электромагнитных показателей (ЭМП), акустический шум, электрический ток, визуальные показатели ВДТ, микроклимат, освещение, вредные вещества
22	Вывод на печать	Компьютер, принтер	Уровни ЭМП, шум, электрический ток, микроклимат, освещение, вредные вещества

Таким образом, при выполнении дипломной работы на работающего действуют опасные и вредные производственные факторы. Опасные: поражение электрическим током. Вредные: микроклимат, шум, электромагнитное излучение, вредные вещества, освещение.

4.2 Мероприятия по обеспечению безопасности труда

При работе с компьютером, как уже отмечалось, существует рад потенциальных вредных и опасных факторов, которые могут негативно сказаться на здоровье и работоспособности пользователя. К этим факторам следует отнести прежде всего специфические нагрузки на зрение, малоподвижность, монотонность и напряженность труда, электромагнитные поля, а также шум, тепловыделения и др. Их источниками является как сам компьютер, с его конструктивными, визуальными, эмиссионными параметрами, так и условия работы прежде всего санитарно-гигиеническими и эргономическими параметрами рабочего места, а также режимом труда и отдыха.

4.2.1 Микроклимат

В жилых помещениях климат оптимальный. Условия труда соответствуют санитарным требованиям. Источниками тепловыделений являются: компьютер, приборы освещения, оператор, а также солнечная радиация.

Температура воздуха в помещении 25°С, влажность 60 %, скорость воздуха 0,1 -0,2 м/с.

Параметрами микроклимата (СанПиН 2.2.4.548-96 [73]) обеспечиваются работы систем отопления и вентиляции. Помещение периодически проветривается, контролируются параметры теплоносителя системы отопления и воздуха в помещении.

4.2.2 Шумовое воздействие

Основными источниками шума являются компьютер (внутренние вентиляторы систем охлаждения, трансформаторы, генерирующие также ультразвуковые колебания) технологическое оснащение здания, санитарное оснащение здания, бытовые приборы, аппаратура для воспроизведения музыки, телевизоры, транспорт.

Уровень шума в помещении не превышает санитарных норм (СанПиН 2.2.4.548-96 [73]) — 50 дБА и составляет 30 дБА.

Для создания комфортных условий по шуму в помещении окна выполнены с двойным остеклением и упругими прокладками по контуру.

4.2.3 Освещение

Согласно санитарным правилам (СНиП 23-05-95 [74]), освещение в помещениях с компьютером должно быть смешанным: естественным (за счет солнечного света) и искусственным. Естественное освещение осуществляется через светопроемы, ориентированные преимущественно на юг и восток. Фактическая освещенность на рабочем месте составляет 400 лк. Для того чтобы интенсивный солнечный свет не создавал бликов и не мешал работе, оконные проемы оборудованы занавесками, шторами. Искусственное освещение осуществляется системой общего равномерного освещения.

4.2.4 Загрязненность воздушной среды

Основные источники загазованности и запыленности помещения являются компьютер, окружающий атмосферный воздух, бытовой газ, отделочные материалы (содержащие поливинилхлоридные и другие вредные химические соединения), а также сам человек.

Загрязнённость воздушной среды соответствует норме (ГОСТ 12.1.005-88 [75]) и составляет 0,2-0,5 мг/.

Для очистки помещения применяются вентиляция и

кондиционирование воздуха. Проводится периодическая влажная уборка.

4.2.5 Электробезопастность

Опасность поражения электрическим током существует всегда, если имеется контакт с устройством, питаемым напряжением 36 В и выше, тем более от электрической сети 220 В. Зоной повышенной электроопасности являются места подключения электроприборов и установок.

Для обеспечения безопасной, безаварийной и высокопроизводительной работы электрооборудования, оно оснащено защитными средствами и организована безопасная эксплуатация. Выполнено защитное зануление, защитное отключение. Провода и кабели размещены в недоступных местах. Полы в помещении изготовлены из нетокопроводящих материалов.

4.2.6 Защита от излучения электромагнитных полей

Используются:

— Приэкранные защитные фильтры для видеомониторов (снижают уровень напряженности электрического и электростатического поля, повышают контрастность изображения, уменьшают блики).

— Нейтрализаторы электрических полей промышленной частоты (снижают уровень электрического поля промышленной частоты (50 Гц))

Яркость экрана не превышает санитарных норм (СанПиН 2.2.2/2.4.1340-03 [76]) и составляет 90 кд/м2, напряжённости электрического поля в диапазонах 5 Гц — 2 кГц и 2 кГц — 400 кГц составляют 20 и 2 В/м соответственно и не превышают санитарных норм.

4.2.7 Меры по уменьшению воздействия на костно-мышечную систему оператора

Конструкция рабочего стола обеспечивает оптимальное размещение на рабочей поверхности используемого оборудования с учетом его количества и конструктивных особенностей, характера выполняемой работы. Поверхность рабочего стола имеет коэффициент отражения 0,5-0,7.

Конструкция рабочего стула обеспечивает поддержание рациональной рабочей позы при работе на компьютере, позволяет изменять позу с целью снижения статического напряжения мышц шейно-плечевой области и спины для предупреждения развития утомления (СанПиН 2.2.2/2.4.1340-03 [76]).

Рабочий стул подъемно-поворотный, регулируемый по высоте и углам наклона сиденья и спинки, а также расстоянию спинки от переднего края сиденья, при этом регулировка каждого параметра независима, легко осуществляется и имеет надежную фиксацию. Поверхность сиденья, спинки и других элементов стула полумягкая.

Рабочий стол должен иметь пространство для ног высотой 650 мм, шириной 550 мм, глубина на уровне колен — 500 мм, на уровне вытянутых ног — 650 мм.

Клавиатура располагается на поверхности стола на расстоянии 300 мм от края, обращенного к пользователю.

Линия взора перпендикулярна центру экрана и оптимальное ее отклонение от перпендикуляра, проходящего через центр экрана в вертикальной плоскости, не превышает ±5.

Организуются перерывы на 10-15 мин через каждые 45-60 мин работы.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

1. Кудрин, В.А. Внепечная обработка чугуна и стали / В.А. Кудрин. — М.: Металлургия, 1992. — 336 с.

2. Медовар, Б.И. Металлургия: вчера, сегодня, завтра / Б.И. Медовар. — Киев: Наукова думка, 1990. — 192 с.

3. Кудрин, В.А. Металлургия стали / В.А. Кудрин. — М.: Металлургия, 1989. — 560 с.

4. Технология производства стали в современных конверторных цехах / под ред. С.В. Колпакова. — М.: Машинострое­ние, 1991. — 464 с.

5. Поволоцкий, Д.Я. Внепечная обработка стали / Д.Я. Поволоцкий, В.А. Кудрин, А.Ф. Вишкарев. — М.: МИСИС, 1995. — 256 с.

6. Баптизманский, В.И. Теория кислородно-конвертерного процесса / В.И. Баптизманский. — М.: Металлургия, 1975. — 376 с.

7. Поволоцкий, Д.Я. Раскисление стали / Д.Я. Поволоцкий. — М.: Металлургия, 1972. — 208 с.

8. Кнюппель, Г. Раскисление и вакуумная обработка стали: пер. с нем. / Г. Кнюппель. — М.: Металлургия, 1984. — 414 с.

9. Металлургия стали: учебник для вузов / под ред. В.И. Кряковского. — М.: Металлургия, 1983. — 583 с.

10. Поволоцкий, Д.Я. Алюминий в конструкционной стали / Д.Я. Поволоцкий. — М.: Металлургия, 1970. — 232 с.

11. Куликов, И.С. Раскисление металлов / И.С. Куликов. — М.: Металлургия, 1975. — 504 с.
12.Чернов, П.П. Оптимизация технологии получения гранулированного алюминия / П.П. Чернов, А.Н. Корышев, С.Ю. Губин. // Технология металлов. — 2002. — № 11. — С. 5 — 6.

13. Чернов, П.П. Исследование вариантов ввода алюминия при раскислении стали / П.П. Чернов, А.Н. Корышев, С.Ю. Губин. // Электрометаллургия. — 2002. — № 11. — С. 19 — 21.

14. Тимофеев, А.А. Организация эксперимента. Первичная обработка экспериментальных данных: метод. указ. / сост. А.А. Тимофеев. — Липецк, 1992. — 48 с.

15. Тимофеев, А.А. Организация эксперимен­та: метод. указ. / А.А. Тимофеев, И.Д. Шумов, В.Г. Фирсов. — Липецк, 1986. — 32 с.

16. Тимофеев, А.А. Методика исследования и обработки данных в ли­тейном производстве: метод. указ. / сост. А.А. Тимофеев. — Воронеж, 1981. – 80 с.

17. Чернышевич, Е.Г. Исследование влияния температуры жидкого алюминия при разработке технологии получения гранул / Чернышевич Е.Г., Губин С.Ю // Вестник ЛГТУ — ЛЭГИ. — 2001. — № 2. — С. 52 — 56.

18. Чернышевич, Е.Г. Экологические аспекты технологии производства гранулированного алюминия / Чернышевич Е.Г., Губин С.Ю // Вестник ЛГТУ — ЛЭГИ. — 2001. — №2. — С. 88 — 90.

19. Потапов, В.А. Сравнительный анализ литейных технологий в США, Европе и Японии / В.А. Потапов. — М.: Машиностроитель, 1997. — 270 с.

20. Затуловский, С.С. Получение и применение металличе­ской дроби / С.С. Затуловский, Л.А. Мудрук. — М.: Металлургия, 1988. — 170 с.

21. Николаев, И.В. Металлургия лёгких металлов / И.В. Николаев, В.И. Москвитин, Б.А. Фомин. — М.: Металлургия, 1997. — 270 с.

22. Поволоцкий, Д.Я. Неметаллические включения в стали / Д.Я. Поволоцкий. — М.: Метал­лургия, 1974 — 197 с.

23. Абрамов, Г.Г. Справочник молодого литейщика / Г.Г. Абрамов, Б.С. Панченко. — М.: Высшая школа, 1991. — 319 с.

24. Бречко, А.А. Литейные системы и их моделирование / А.А. Бречко. — Л.: Высшая школа, 1975. — 215 с.

25. Попандопуло, И.К. Непрерывная разливка стали / И.К. Попандопуло, Ю.Ф. Михневич. — М.: Металлургия, 1990. — 296 с.

26. Виноградов, М.И. Включения в легированных сталях и сплавах / М.И. Виноградов, Г.П. Громова. — М.: Металлургия, 1971. — 315 с.

27. Ефимов, В.А. Разливка и кристаллизация стали / В.А. Ефимов. — М.: Металлургия, 1976. — 548 с.

28. Литейное производство: учебник для металлургических специально­стей вузов. — 2-е изд., перераб. и доп. — М.: Машиностроение, 1987. — 256 с.

29. Внепечная обработка жидкого металла порошковой проволокой / Астахов А.Н. [и др.] // Литейное производство. — 1997. — № 5. — С. 26 — 27.

30. Изготов­ление литой дроби на малогабаритных машинах мод.4678 / Рассудов В.Л. [и др.] // Литейное произ­водство. — 1995. — № 3. — С. 16 — 17.

31. Анисимов, А.Н. Способ внепечного раскисления — модифицирования сталей 35Л, 40Л / Анисимов А.Н., Белов А.Н // Литейное производство. — 1994. — № 10 — 11 .- С. 32 — 33.

32. Рас­кисление стали алюминием / Перевязко А.Т. [и др.] // Литейное производство. — 1992. — № 7. — С. 35 — 36.

33. Мудрук, Л.А. Производство литой дроби различ­ного назначения / Мудрук Л.А., Затуловский С.С // Литейное производство. — 1992. — № 9. — С. 27.

34. Униговский, Я.Б. Внепечная обработка стали / Униговский Я.Б., Сычевский А.А // Ли­тейное производство. — 1992. — № 9.- С. 31 — 32.

35. Горелов, В.Г. Микролегирование хроми­стой стали комплексной лигатурой / В.Г. Горелов, Г.П. Ким, А.Н. Овчинков // Литейное производство. — 1997. — № 6. — С. 15.

36. Бахметьев, В.В. Улучшение свойств сталей воз­действием на их расплав / Бахметьев В.В., Колокольцев В.М // Литейное производство. — 1997. — № 5. — С. 30 — 31.

37. Пла­стичность и вязкость рафинированных низколегированных сталей / Горелов В.Г. [и др.] // Литей­ное производство. — 1996. — № 6. — С. 5 — 6.

38. Влияние окисленности углеродистой стали на качество отливок / Горелов В.Г. [и др.] // Литейное производ­ство. — 1996. — № 4. — С. 9 — 10.

39. Янг, Дж. Инжекционные системы для внепечного рафинирования чугуна и стали / Дж. Янг // Металлург. — 1997. — № 1. — С. 29 — 31.

40. Исследование процесса плавления слиткового алюминия с одновременной продувкой стали в ковше аргоном / Харахулах В.С. [и др.] // Изв. Вузов Чёрн. Ме­таллургия. — 1995. — №1.- С. 18-20.

41. Внепечнаяобработкастали. Secondary metallurgy and continuous cast­ing practice for clean steel production. Mini-cong. «Cokemaking», Nov. 16, 1994 / Bannenberg N // Rev.met.(Fr). — 1995 — 92. — № 1- C. 63 — 73.

42. Имитационные модели реакций и процессов, протекающих при вне-печной обработке стали и плавлении твёрдых добавок / BannenbergN., Prothmann В., Scherrmann Т // StahlundEisen. — 1995. — 115. — № 5. — C. 89.

43. Исследование процессов производства стали и их влияние на конеч­ные свойства продукции: тематич. сб. науч. тр. МИСИС. — М.: Металлургия, 1990 — 169 с.

44. Новик, Л.М. Внепечная вакуумная обработка стали / Л.М. Новик. — М.: Наука, 1986. — 188 с.

45. Внепечная обработка — эффективный путь повышения качества металла: сб. науч.-техн. статей из журнала «Сталь». — М.: Ме­таллургия, 1987. — 112 с.

46. Сидоренко, М.Ф. Теория и практика продувки металла порошками / М.Ф. Сидоренко. — М.: Металлургия, 1973. — 304 с.

47. Применение порошкообразных материалов в сталеплавильных процессах. Науч. тр. / ЦНИИТМАШ. — М.: НИИинформтяжмаш, 1968. — № 6. – 235 с.

48. Воронова, Н.А. Десульфурация чугуна магнием / Н.А. Воронова. — М.: Металлургия, 1980. — 240 с.

49. Куликов, И.С. Десульфурация чугуна / И.С. Куликов. — М.: Металлургиздат, 1962. — 306 с.

50. Агеев, Н.В. Металлургические методы повышения качества стали / Н.В. Агеев. — М.: Наука, 1979. — 288 с.

51. Юзов, О.В. Эффективность производст­ва легированной стали в конвертерах / О.В. Юзов, А.Г. Шлеев, В.А. Чаплыгин. — М.: Металлургия, 1983. — 112 с.

52. Кудрин, В.А. Технология получения качественной стали / В.А. Кудрин, В. Парма. — М.: Металлургия, 1984. — 320 с.

53. Ганошенко, В.И. Оптимизация технологии раскисления металла алюминием / Ганошенко В.И. [и др.] // Тр.2 Конгр. Сталеплавильщиков, 12 — 15 окт., 1993. — М. 1994. — С. 97 — 98.

54. Труды 1 конгресса сталеплавильщиков. — М.: Черметинформация, 1992. — 77 с.

55. Массопередача в жидкой стали капель алюминия, инжектированных струёй га­за / Дубоделов В.И. [и др.] // Процессы литья. — 1995. — № 1. — С. 16 — 25.

56. Агарышев, А.И. Улучшение технологии легирования конвертерной стали 08Ю / Агарышев А.И., Урюпин Г.П // Сталь. — 1993. — № 8. — С. 16.

57. Вихлевщук, В.А. Численное моделирование процесса плавления и усреднения грану­лированного алюминия при выпуске металла в сталеразливочный ковш / В.А. Вихлевщук, Ю. Ф. Вяткин, В.А. Донурашкин // 2 Всерос. науч.-техн. конф. с участием ин. спец. «Соверш. металлург, технол. в машиностр.» [Волгоград,1991]: Тез. докл. — Волгоград, 1991. — С. 90 — 97.

58. Малиночка, Я.Н. Сульфиды в сталях и чугунах / Я.Н. Малиночка, Г.З. Ковальчук. — М.: Металлургия, 1988. — 247 с.

59. Лунев, В.В. Сера и фосфор в стали / В.В. Лунев, В.В. Аверин. — М.: Металлургия, 1988. — 257 с.

60. Пат. 5441205 США, МКИ 802 С 19/12. Устройство гранулирования шлака водой / KanazumiHisao, YamashiroAkiyoshi, FujiwaraKiyoshi; заявитель и патентообладатель MitsubishiMaterialsCorp. — № 266469; заявл. 27.6.94; опубл. 15.8.95; приор. 30.6.93, № 5 — 187147 (Япония); НКИ 241/41.

61. Пат. 2032498 Российская Федерация, МКИ6 В 22 F 9/06. Способ получения сферических гранул / Анкудинов В.Б., Марухин Ю.А.; заявитель и патентообладатель Моск. энерг. ин-т. — № 92011831/02; заявл. 14.12.92; опубл. 10.4.95, Бюл. № 10.

62. Багрянцев, В.И. Получение гранул и порошков из расплавов вихревыми потоками / Багрянцев В.И., Чевалков А.В // Сталь. — 1994. — № 6. — С. 17 — 18.

63. Григорян, В.А. Теоретические ос­новы электросталеплавильных процессов / В.А. Григорян, Л.Н. Белянчиков, А.Я. Стомахин. — М.: Металлургия, 1987. — 320 с.

64. Явойский, В.И. Научные основы современных про­цессов производства стали / В.И. Явойский, А.В. Явойский. — М.: Металлургия, 1987. — 184 с.

65. Торопцева, Е.В. Изучение рафиниро­вания стали в кристаллизаторе с применением гидравлического моделирова­ния. Повышение эффективности металлургического производства / Торопцева Е.В., Шурупов П.Е., Голубев О.Н // Тезисы докладов 11 областной научно-практической конференции. — Липецк: ЛЭГИ, 2002. — С. 26 — 28.

66. Курицина, Е.Ю. Изучение рафиниро­вания стали в промковше с применением метода гидравлического моделиро­вания. Повышение эффективности металлургического производства / Курицина Е.Ю., Порядин В.В., Голубев О.Н // Тези­сы докладов 11 областной научно-практической конференции. — Липецк: ЛЭГИ, 2002. — С. 32 — 34.

67. Вечер, В.Н. Пути совершенствования технологии производства конвертерной стали с пониженным содержанием серы. Повышение эффективности металлургического производства / Вечер В.Н., Шибина Г.А., Корчагин С.В // Тезисы докладов 7 областной научно-практической конференции. — Липецк: ЛЭГИ, 1998. — С. 57 — 58.

68. Некоторые пути решения проблемы ра­финирования стали от примесей цветных металлов: сб. трудов — Теория и технология производства чугуна и стали / Кудрин В.А., Сухова Л.Г. — Липецк, 1995. — С. 341 — 344.

69. Соколов, Г.А. Внепечное рафинирование стали / Г.А. Соколов. — М.: Металлургия, 1977. — 257 с.

70. Чернышевич, Е.Г. Исследование различных вариантов ввода алюминия при раскислении стали / Чернышевич Е.Г., Губин С.Ю // Вестник ЛГТУ — ЛЭГИ. — 2001. — № 2. — С. 126 — 127.

71. Карпенко, Р.А. Черная металлургия Японии. Повышение эффективности металлургического производства / Карпенко Р.А., Казакова Т.В // Тезисы док­ладов 11 областной научно-практической конференции. — Липецк: ЛЭГИ, 2002. — С. 34 — 36.

72. Мананникова, Н.А. Влияние окисленности конвертерной ванны на угар алюминия. Повышение эффективно­сти металлургического производства / Мананникова Н.А., Зинченко А.С., Ермолаева Е.И // Тезисы докладов 11 областной научно-практической конференции. — Липецк: ЛЭГИ, 2002. — С. 30 — 31.

73. Гигиенические требования к микроклимату производственных помещений: СанПиН 2.2.4.548-96: утв. пост. госкомсанэпиднадзора России от 1.10.96. – Введ. в действие 1-10-96. — М.: Информационно-издательский центр Минздрава России, 1997. — 15 с.

74. СНиП 23-05-95. Естественное и искусственное освещение: введ. в действие с 2.08.95. – М.: Минстрой России, 1995. — 16 с.

75. ГОСТ 12.1.005-88. Общие санитарно-гигиенические требования к воздуху рабочей зоны. — Введ. 1989 — 01 — 01. М.: Гос. стандарт союза СССР, 1989. — 5 с.

76. Гигиенические требования к персональным электронно-вычислительным машинам и организации работы: СанПиН 2.2.2/2.4.1340-03: утв. пост. Прав. Рос. Федерации 30.03.99. — Введ. в действие 24-07-00. — М.: Собр. законодат. Рос. Федерации, 2000. — 14 с.