Дуговая печь
Содержание
Стр.
Ведение………………………………………………………………………….3
1 Производство стали…………………………………………………………..4
1.2 Раскисление и легирование………………………………………………5
2 Обоснование выбора плавильного агрегата………………………………...7
2.1 Устройство дуговых печей……………………………………………….8
2.2 Выплавка стали в основных дуговых электропечах……………………11
2.3 Технология плавки………………………………………………………..12
2.4 Окислительный период………………………………………………….. 13
2.5 Восстановительный период плавки……………………………………...15
2.6 Порядок легирования……………………………………………………..16
2.7 Одношлаковый процесс…………………………………………………..16
2.8 Применение синтетического шлака…………………………………….. 16
2.9 Обработка металла аргоном………………………………………………17
2.10 Применение порошкообразного материала…………………………….17
2.11 Выплавка стали в кислых дуговых печах………………………………17
2.12 Плавка с использованием окатышей……………………………………18
3 Основные расчеты по материально-тепловому балансу……………………21
3.1 Материальный баланс……………………………………………………..21
3.2 Тепловой баланс…………………………………………………………...26
3.2.1 Приход тепла………………………………………………………..26
3.2.2 Расход тепла…………………………………………………………27
4 Техника безопасности в электросталеплавильном производстве…………..29
4.1 Организация производства и требования техники безопасности……….29
5 Охрана окружающей среды…………………………………………………...30
Заключение……………………………………………………………………..31
Список литературы
Введение
Металлургия - (от греч. metallurgéo — добываю руду, обрабатываю металлы, от métallon — рудник, металл и érgon — работа), в первоначальном, узком значении — искусство извлечения металлов из руд; в современном значении — область науки и техники и отрасль промышленности, охватывающие процессы получения металлов из руд или др. материалов, а также процессы, связанные с изменением химического состава, структуры, а, следовательно, и свойств металлических сплавов. К металлургии относятся: предварительная обработка добытых из недр земли руд, получение и рафинирование металлов и сплавов; придание им определённой формы и свойств. В современной технике исторически сложилось разделение металлургии на чёрную и цветную. Чёрная металлургия охватывает производство сплавов на основе железа: чугуна, стали, ферросплавов (на долю чёрных металлов приходится около 95% всей производимой в мире металлопродукции). Цветная металлургия включает производство большинства остальных металлов. В связи с использованием атомной энергии развивается производство радиоактивных металлов. Металлургические процессы применяются также для производства полупроводников и неметаллов (кремний, германий, селен, теллур, мышьяк, фосфор, сера и др.); некоторые из них получают попутно с извлечением металлов. В целом современная металлургия охватывает процессы получения почти всех элементов периодической системы, за исключением галоидов и газов.
1. Производство стали
Сущность сталеплавильных процессов заключается в окислении примесей (углерода, кремния, марганца, фосфора и др.) чугуна и стального лома оксидами железа шлака, железной рудой, чистым кислородом или кислородом воздуха и доведении состава жидко металла до состава марочной стали с последующим ее раскислением и легированием.
Сталеплавильные процессы отличаются большим разнообразием технологических условий и методов ведения плавок, а также типами использования агрегатов. Важнейшими в настоящее время являются основной мартеновский скрап - и скрап-рудный процессы (~ 40% от общего производства), кислородно-конверторный (~ 40%) и процессы выплавки стали в электропечах (дуговых и индукционных). Известны также кислые процессы, производящиеся в печах с кислой футеровкой; мартеновский и конверторный бессемеровский.
Способ производства стали определяет некоторые особенности ее качества – основная и кислая мартеновская сталь, бессемеровская, томасовская и другие, которые по своим свойствам существенно различаются.
Выплавка стали кислородно-конверторным процессом и в большегрузных электропечах непрерывно возрастает. Получают дальнейшее развитие способы вторичного рафинирования стали вакуумом или шлаком: вакуумный дуговой переплав (ВДП), вакуумный индукционный переплав (ВИП), электрошлаковый переплав (ЭШП), вакуумирование стали в ковше различными способами и другие методы переплава и обработки стали.
При окислительной плавке передача кислорода рафинируемому металлу осуществляется через шлак, который образуется из оксидов выгорающих примесей металла (и др.), флюсующих добавок (СаО) и огнеупорной футеровки печи (MgO, CaO и др.). Поэтому химический состав и физическое состояние шлака оказывают решающее влияние на полноту и скорость реакций окисления растворенных в металле углерода, кремния, марганца и фосфора, а также на удаление серы.
Сталеплавильные шлаки в зависимости от химического состава могут быть основными или кислыми. Основными шлаками называют такие, у которых отношение СаО/SiO (основность) изменяется в пределах 1,3-3 и выше. Кислые шлаки имеют основность <1. Основность шлака определяет тип сталеплавильного процесса – основной или кислый, т.е. его технологическую сущность, а также состав и вид материалов футеровки сталеплавильного агрегата.
Основные шлаки позволяют удалять из металла вредные примеси – серу и фосфор. Поэтому основной сталеплавильный процесс получил наибольшее распространение.
Важнейшая характеристика шлака – его окисленность, т.е. содержание оксидов железа, в частности FeO, который является основным источником окисления примесей металла – кремния, марганца, фосфора и углерода.
1.2 Раскисление и легирование стали
Раскисление стали производят с целью ее очистки от растворенного в ней кислорода. Раскисление осуществляют двумя методами – осаждающим и диффузионным.
Осаждение Раскисление происходит по реакции
Продуктом реакции является не растворимый в жидком металле оксид элемента – раскислителя (Э).
В качестве раскислителя может быть использован всякий элемент, оксид которого обладает более низкой упругостью диссоциации, чем оксид железа (II). Это условие выражается соотношением
.
Предпочтительнее брать такие элементы – раскислители – кремний, марганец, алюминий – и ферросплавы на их основе – ферросилиций (12, 45 и 75% Si), ферромарганец (72% Mn), силикомарганец и сплав AMS (18,5% Mn; 14,4% S и 9,1% Al). Используются также силикокальций, силикоцирконий, ферротитан и др.
Сущность диффузного раскисления стали заключается в восстановлении оксида железа (II) в шлаке элементами – раскислителями, входящими в состав смесей. Согласно закону раскисления
снижение (FeO) вызывает диффузию кислорода из металла в шлак до момента установления равновесия при данной температуре.
Преимуществом диффузионного раскисления, в отличие от осаждающего, является чистота металла в отношении неметаллических включений, так как продукты раскисления остаются в шлаке.
Порошкообразные раскисляющие смеси, в состав которых обычно входят углеродистые материалы, ферросилиций и алюминий, подаются на поверхность шлака в несколько приемов.
Так как при диффузионном раскислении фосфор из шлака переходит в металл, то шлак предварительно скачивают возможно полнее.
Высокая стоимость раскислителей и большой их расход ограничивают применение диффузионного раскисления только особыми случаями выплавки высококачественных легированных сталей.
В зависимости от степени раскисления любая сталь может быть отнесена к одному из следующих трех типов – кипящая, полуспокойная и спокойная.
Легирование стали производится различными легирующими элементами – никелем, медью, алюминием и другими элементами или ферросплавами. Наиболее распространенные легирующие элементы – марганец ,кремний и хром используется пи выплавке конструкционных и инструментальных сталей ,а также сталей с особыми свойствами (трансформаторные, жаропрочные, нержавеющие и др.).
Никель, молибден, ванадий и кобальт применяются для легирования конструкционных сталей особого назначения.
В последнее время в качестве легирующих элементов и модификаторов находят все большее применение бор, титан, ниобий и редкоземельные элементы, которые обычно вводятся в металл в небольших количествах для повышения прокаливаемости, улучшения обрабатываемости, пластических и вязкостных свойств стали.
2 Обоснование выбора плавильного агрегата
Дуговая печь нашли широкое применение в металлургии — главным образом для плавки стали и в несколько видоизменённом виде для выплавки ферросплавов и чугуна из руд, а также в химической промышленности — для производства карбида кальция, фосфора и др. продуктов. Электроэнергия в Дуговая печь подаётся от трансформатора через медные шины и угольные или (чаще) графитированные электроды, большей частью круглого сечения. Наибольшее распространение получили трёхфазные Дуговая печь, в которых дуги горят между тремя электродами и перерабатываемым материалом. Современная электросталеплавильная Дуговая печь представляет собой мощный высокомеханизированный и автоматизированный агрегат (рис. 1), в котором сведена к минимуму продолжительность производственных операций между плавками — выпуск предыдущей и загрузка материалов для следующей, что позволяет наиболее эффективно использовать рабочее печное время.
2.1 Устройство дуговых печей
1 Общее описание дуговой электропечи
Дуговая печь состоит из рабочего пространства (собственно печи) с электродами и токоподводами и механизмов, обеспечивающих наклон печи, удержание и перемещение электродов и загрузку шихты.
Плавку стали ведут в рабочем пространстве, ограниченном сверху куполообразным сводом, снизу сферическим подом и с боков стенками.
Огнеупорная кладка пода и стен заключена в металлический кожух. Съемный свод набран из огнеупорных кирпичей, опирающихся на опорное кольцо. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токопроводящие электроды, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь питается трехфазным током.
Шихтовые материалы загружают на под печи, после их расплавления в печи образуется слой металла и шлака. Плавление и нагрев осуществляется за счет тепла электрических дуг, возникающих между электродами и жидким металлом или металлической шихтой.
Выпуск готовой стали и шлака осуществляется через сталевыпускное отверстие и желоб путем наклона рабочего пространства. Рабочее окно, закрываемое заслонкой, предназначено для контроля за ходом плавки, ремонта пода и загрузки материалов.
Рис 1.-Дуговая сталеплавильная печь ДСП-200 ёмкостью 200 т:
1 — графитированный электрод диаметром 710 мм; 2 — электрододержатель; 3 — свод; 4 — водоохлаждаемое сводовое кольцо; 5 — цилиндрический кожух; 6 — водоохлаждаемая вспомогательная дверка; 7 — электромеханический механизм поворота печи вокруг вертикальной оси; 8 — электромеханический механизм наклона печи; 9 — сливной носок; 10 — подвижный токоподвод из водоохлаждаемых гибких кабелей; 11 — шток для вертикального перемещения системы стойка — рукав — электродержатель — электрод; 12 — токоподвод из охлаждаемых медных труб.
Основной элемент конструкции Дуговая печь — металлический корпус в виде кожуха, как правило, круглого сечения. Изнутри кожух футерован высокоогнеупорными материалами. Огнеупорная кладка съёмного свода печи выполнена в кольце. Для загрузки шихты в печь свод обычно поднимают и отводят в сторону. В стенах Дуговая печь имеются одно или два рабочих окна и одно выпускное отверстие с жёлобом для слива металла и шлака в ковш. В своде расположены отверстия для ввода электродов, снабжённые водоохлаждаемыми металлическими коробками (экономайзерами). Дуговая печь устанавливается на люльке для возможности наклона печи в сторону рабочего окна или выпускного отверстия при помощи механизма наклона с электрическим или гидравлическим приводом. Современные Дуговая печь снабжены индукторами для электромагнитного перемешивания жидкой ванны. Дуговая печь строят различной ёмкости (до 250 т) с мощностью трансформатора до 85 000 кв.
Рис. 2. Схемы дуговых печей: а — прямого действия; б — косвенного действия; в — с закрытой дугой.
Существенным отличием получения стали в дуговых печах является возможность получения в плавильном пространстве восстановительной или нейтральной атмосферы и различного давления.
Восстановительная атмосфера в электродуговых печах позволяет получить шлак, содержащий в конце плавки не более 1% FeO, что примерно в 10 раз меньше, чем в обычном шлаке мартеновской печи.
Другим отличием является отсутствие в атмосфере печи кислорода. Поэтому ведение окислительных процессов возможно только за счет внешнего кислорода, источниками которого могут быть железная руда и газообразный кислород, вдуваемый в ванну.
По этой же причине имеют место меньшие потери металла на угар. Возможность ведения плавки на шлаке с более высокой температурой плавления и перегрева в условиях основного процесса облегчает осуществление десульфурации. При основном процессе плавки обеспечиваются все условия, необходимые для получения стали с минимальным содержанием серы.
В тоже время процесс дефосфорации в электродуговых печах хуже.
В электродуговых печах имеются благоприятные условия для переплава высоколегированных отходов. Здесь потери дефицитных легирующих элементов минимальны.
Особенностью выплавки стали в электродуговых печах является возможность работы с одним шлаком, без специального восстановительного периода. Это значительно сокращает продолжительность плавки, расход электроэнергии и улучшает все технико-экономические показатели процесса.
В процессе электроплавки конечный результат предопределяется в основном взаимодействии двух фаз – металлической и шлаковой. В остальных процессах тремя металлической, газовой и шлаковой
Поэтому с точки зрения возможности использования влияния физико-химических факторов на конечные результаты электроплавка является более совершенной. Практически значительное количество дефектов в отливках и слитках из легированных сталей, получается, из-за плохого качества металла или вызываются и усугубляются четырьмя вредными примесями: кислородом, серой, водородом и фосфором. Электроплавка является наиболее гибким процессом для борьбы с тремя примесями: кислородом, серой и водородом.
Основное преимущество дуговой печи заключается в возможности раскисления и обессеривания металла и легкости его перегрева, поэтому в целях удешевления процесса иногда применяют так называемый «дуплекс-процесс», при котором расплавление скрапа и окисление ведут в более дешевом плавильном аппарате - мартеновской печи, а затем жидкий металл переливают в дуговую печь для рафинирования и доводки до нужного состава. Реже применяют дуплекс-процесс «конвертор-электропечь».
При дуплекс-процессах мощность печи может быть меньше, чем при работе на твердой завалке, так как расплавление скрапа в этом случае отсутствует. Проводящиеся время от времени плавки на твердой завалке выполняют при уменьшенном весе шихты; они из-за меньшей мощности более длительны, но так как проводятся не часто (главным образом после ремонта футеровки), то их удлинение не является существенным. Электрический режим печей, работающих на жидкой завалке, также значительно спокойнее. При наличии жидкого металла, покрытого слоем шлака, дуга горит более стабильный, и отсутствуют короткие замыкания из-за обвалов шихты.
Электродуговая печь может быть остановлена или пущена в эксплуатацию в любое время, удобное для производства, и при любом режиме работы. Капитальные затраты на установку электродуговых печей в среднем на 40% меньше, чем на установку мартеновских печей аналогичной производительности.
2.2 Выплавка стали в основных дуговых электропечах
Основной составляющей шихты (75-100%) электроплавки является стальной лом. Лом не должен содержать цветных металлов и должен иметь минимальное количество никеля и меди; желательно, чтобы содержание фосфора в ломе не превышало 0.05%. при более высоком содержании фосфора продолжительность плавки возрастает. Лом не должен быть сильно окисленным (ржавым). С ржавчиной (гидратом окиси железа) вносится в металл много водорода. Лом должен быть тяжеловесным, чтобы обеспечивалась загрузка шихты в один прием (одной бадьей). При легковесном ломе после частичного расплавления первой порции шихты приходится вновь открывать печь и подсаживать шихту, что увеличивает продолжительность плавки.
В последнее время расширяется применение металлизованных окатышей и губчатого железа – продуктов прямого восстановления обогащенных железных руд. Они содержат 85-93% Fe, основными примесями являются окислы железа, SiO2 и Al2O3. Отличительная особенность этого сырья – наличие углерода от 0.2-0.5 до 2% и очень низкое содержание серы, фосфора, никеля, меди и других примесей, обычно имеющихся в стальном ломе. Это позволяет выплавлять сталь, отличающуюся повышенной чистотой от примесей. Переплав отходов легированных сталей позволяет экономить дорогие ферросплавы. Эти отходы сортируют по химическому составу и используют при выплавке сталей, содержащих те же легирующие элементы, что и отходы.
Для повышения содержания углерода в шихте используют чугун, кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну – минимальное содержание фосфора, поэтому чтобы не вносить много фосфора в шихту малых (40 т) печей не более 10% чугуна, а в большегрузных не более 25%.
В качестве шлакообразующих в основных печах применяют известь,
известняк, плавиковый шпат, боксит, шамотный бой; в кислых печах –
кварцевый песок, шамотный бой, известь. В качестве окислителей используют железную руду, прокатную окалину, агломерат, железные окатыши, газообразный кислород. К шлакообразующим и окислителям предъявляются те же требования, что и при других сталеплавильных процессах: известь не должна содержать более 90% CaO, менее 2% SiO2, менее 0.1% S и быть свежеобоженной, чтобы не вносить в металл водород. Железная руда должна содержать менее 8% SiO2, поскольку он понижает основность шлака, менее 0.05% S и мене 0.2% P; желательно применять руду с размером кусков 40-100 мм, поскольку такие куски легко проходят через слой шлака и непосредственно реагирует с металлом. В плавиковом шпате, применяемом для разжижения шлака содержание CaF2 должно превышать 85%. В электросталеплавильном производстве для легирования и раскисления применяются практически все известные ферросплавы и легирующие.
2.3 Технология плавки
Плавка в дуговой печи начинается с заправки печи. Жидкоподвижные нагретые шлаки сильно разъедают футеровку, которая может быть повреждена и при загрузке. Если подина печи во время не будет закрыта слоем жидкого металла и шлака, то она может быть повреждена дугами. Поэтому перед началом плавки производят ремонт – заправку подины. Перед заправкой с поверхности подины удаляют остатки шлака и металла. На поврежденные места подины и откосов – места перехода подины в стены печи – забрасывают сухой магнезитовый порошок, а в случае больших повреждений – порошок с добавкой пека или смолы.
Заправку производят заправочной машиной, выбрасывающей через. насадку при помощи сжатого воздуха заправочные материалы, или, разбрасывающей материалы по окружности с быстро вращающегося диска, который опускается в открытую печь сверху.
Для наиболее полного использования рабочего пространства печи в центральную ее часть ближе к электродам загружают крупные куски (40 %), ближе к откосам средний лом (45%), на подину и на верх загрузки мелкий лом (15%). Мелкие куски должны заполнять промежутки между крупными кусками.
Выплавка сталей включает следующие операции: расплавление металла, удаление содержащихся в нем вредных примесей и газов, раскисление металла, и выливание его из печи в ковш для разливки по изложницам или формам. Значение этих операций и требования, которые они предъявляют к дуговой печи, могут быть весьма различными.
Рис. 3- Этапы плавления шихты.
а - начало плавления; б - опускание электрода; в - подъем электрода; с - окончание плавления.
Расплавление скрапа необходимо вести по возможности скорее и с минимальным расходом энергии. Зачастую длительность его превосходит половину продолжительности всей плавки и при этом расходуется 60-80% всей электроэнергии. Характерной особенностью периода является неспокойный электрический режим печи. Горящая между концом электрода и холодным металлом дуга нестабильна, ее длина невелика и сравнительно небольшие изменения в положении электрода или металла (обвал, сдвиг подплавленного куска скрапа) вызывают либо обрыв дуги, либо, наоборот, короткое замыкание. Ход плавления шихты в дуговой печи иллюстрируется рис.3. Дуга загорается сначала между концом электрода и поверхностью шихты (рис.3, а), причем для повышения ее устойчивости в первые минуты под электроды обычно подкладывают куски кокса или электродного боя. После сгорания последних начинает подплавляться металл я каплями стекать на подину. В шихте образуются колодцы, в которые углубляются опускающиеся электроды (рис.3 б) до тех пор, пока они не достигнут подины, на которой во избежание перегрева ее к этому моменту должна быть образована лужа расплавленного металла (рис.3 в). Это самый беспокойный, неустойчивый период горения дуги; подплавляемые куски шихты падают на электрод, закорачивая дугу опускании куска шихты под торцом электрода может, наоборот, наступить обрыв тока. Горящая между электродом и расплавленным металлом дуга перегревает металл: начинается размыв и расплавление шихты, окружающей колодцы. Колодцы расширяются, уровень жидкого металла в ванне начинает повышаться, а электроды- подниматься (рис.3в). В конце этого периода почти весь металл оказывается расплавленным; остаются лишь отдельные куски шихты на откосах («настыли», рис.3г), расплавляющиеся последними. Чтобы не затягивать период расплавления, обычно эти «настыли» сбрасывают ломом в глубь ванны. Период расплавления считают законченным, когда весь металл в печи перешел в жидкое состояние. К этому моменту режим горения дуги становится более спокойным, так как температура в печи выше, поверхность металла покрыта слоем шлака, образованным заброшенными в печь в период расплавления кусками извести и всплывающими окислами; длина дуги по сравнению с началом расплавления увеличивается в несколько раз дуга горит устойчивее, количество толчков тока и обрывов уменьшается.
2.4 Окислительный период.
После окончания периода расплавления начинается окислительный период, задачи которого заключаются в следующем: окисление избыточного углерода, окисление и удаление фосфора; дегазация металла; удаление неметаллических включений, нагрев стали. Окислительный период плавки начинают присадкой железной руды, которую дают в печь порциями. В результате присадки руды происходит насыщение шлака FeO и окисление металла по реакции: (FeO)=Fe+[O]. Растворенный кислород взаимодействует с растворенным в ванне углеродом по реакции [C] +[O]=CO. Происходит бурное выделение пузырей CO, которые вспенивают поверхность ванны, покрытой шлаком. Поскольку в окислительный период на металле наводят известковый шлак с хорошей жидкоподвижностью, то шлак вспенивается выделяющимися пузырями газа. Уровень шлака становится выше порога рабочего окна, и шлак вытекает из печи. Выход шлака усиливают, наклоняя печь в сторону рабочего окна на небольшой угол. Шлак стекает в шлаковик, стоящий под рабочей площадкой цеха. За время окислительного периода окисляют 0,3—0,6 % C со средней скоростью 0,3—0,5 % С/ч. Для обновления состава шлака одновременно с рудой в печь добавляют известь и небольшие количества плавикового шпата для обеспечения жидкоподвижности шлака. Непрерывное окисление ванны и скачивание окислительного известкового шлака являются непременными условиями удаления из стали фосфора.
Для протекания реакции окисления фосфора 2[P]+5[O]=(P2O5); (Р2O5)+4(СаО)=(СаО)4*P2O5 необходимы высокое содержание кислорода в металле и шлаке, повышенное содержание CaO в шлаке и пониженная температура. В электропечи первые два условия полностью выполняются. Выполнение последнего условия обеспечивают наводкой свежего шлака и постоянным обновлением шлака, так как шлак, насыщенный (СаО)4*P2O5 скачивается из печи. По ходу окислительного периода происходит дегазация стали—удаление из нее водорода и азота, которые выделяются в пузыри СО, проходящие через металл.
Выделение пузырьков СО сопровождается также и удалением из металла неметаллических включений, которые выносятся на поверхность потоками металла или поднимаются наверх вместе с пузырьками газа. Хорошее кипение ванны обеспечивает перемешивание металла, выравнивание температуры и состава. Общая продолжительность окислительного периода составляет от 1 до 1,5 ч. Для интенсификации окислительного периода плавки, а также для получения стали с низким содержанием углерода металл продувают кислородом. При продувке кислородом окислительные процессы резко ускоряются, а температура металла повышается со скоростью примерно 8— 10 С/мин. Чтобы металл не перегрелся, вводят охлаждающие добавки в виде стальных отходов. Применение кислорода является единственным способом получения низкоуглеродистой нержавеющей стали без значительных потерь ценного легирующего хрома при переплаве.
Окислительный период заканчивается, когда содержание углерода становится ниже заданного предела, содержание фосфора 0,010%, температура металла несколько выше температуры выпуска стали из печи. В конце окислительного периода шлак стараются полностью убирать из печи, скачивая его с поверхности металла.
2.5 Восстановительный период плавки.
После скачивания окислительного шлака начинается восстановительный период плавки. Задачами восстановительного периода плавки являются: раскисление металла, удаление серы, корректирование химического состава стали, регулирование температуры ванны, подготовка жидкоподвижного хорошо раскисленного шлака для обработки металла во время выпуска из печи в ковш. Раскисление ванны, т. е. удаление растворенного в ней кислорода, осуществляют присадкой раскислителей в металл и на шлак. В начале восстановительного периода металл покрывается слоем шлака. Для этого в печь присаживают шлакообразующие смеси на основе извести с добавками плавикового шпата, шамотного боя, кварцита. В качестве раскислителей обычно используют ферромарганец, ферросилиций, алюминий. При введении раскислителей происходят следующие реакции:
[Mn]+[O]=(MnO); [Si]+2 [О] = (SiO2); 2[Al]+ 3[O]=(Al2O3).
В результате процессов раскисления большая часть растворенного кислорода связывается в оксиды и удаляется из ванны в виде нерастворимых в металле неметаллических включений. Процесс этот протекает достаточно быстро и продолжительность восстановительного периода в основном определяется временем, необходимым для образования подвижного шлака. В малых и средних печах при выплавке ответственных марок сталей продолжают применять метод диффузионного раскисления стали через шлак, когда раскислители в виде молотого электродного боя, порошка ферросилиция присаживают на шлак. Содержание кислорода в шлаке понижается и в соответствии с законом распределения кислород из металла переходит в шлак. Метод этот, хотя и не оставляет в металле оксидных неметаллических включений, требует значительно большей затраты времени. В восстановительный период плавки, а также при выпуске стали под слоем шлака, когда происходит хорошее перемешивание металла со шлаком, активно происходит десульфурация металла по уравнению FeS + CaO=FeO+ CaS. Этому способствует хорошее раскисление стали и шлака, высокое содержание извести в шлаке и высокая температура.
В ходе восстановительного периода вводят легирующие – ферротитан, феррохром и др., а некоторые, например никель, присаживают вместе с шихтой. Никель не окисляется и не теряется при плавке. Добавки тугоплавких ферровольфрама, феррониобия производят в начале рафинирования, так как нужно значительное время для их расплавления.
В настоящее время большинство операций восстановительного периода переносят из печи в ковш. Присаживают по ходу выпуска раскислители. Целью восстановительного периода является обеспечение нагрева стали до заданной температуры и создание шлака, десульфурирующая способность которого используется при совместном выпуске из печи вместе со сталью.
2.6 Порядок легирования.
При выплавке легированных сталей в электродуговых печах порядок легирования зависит от сродства легирующих элементов к кислороду. Элементы, обладающие меньшим сродством к кислороду, чем железо (никель, молибден) во время плавки не окисляются и их вводят в начальные периоды плавки - никель в завалку, а молибден в конце плавления или в начале окислительного периода.
Хром и марганец обладают большим сродством к кислороду чем железо. Поэтому металл легируют хромом и марганцем после слива окислительного шлака в начале восстановительного периода.
Вольфрам обладает большим сродством к кислороду, чем железо и его обычно вводят в начале восстановительного периода. Он очень тугоплавкий и поэтому ферровольфрам можно присаживать в ванну не позднее, чем за 30 мин. до выпуска.
2.7 Одношлаковый процесс.
В связи с интенсификацией процесса электроплавки в последние годы получил большое распространение метод плавки в дуговой печи под одним шлаком. Сущность этого метода заключается в следующем: дефосфорация металла совмещается с периодом расплавления. Во время расплавления из печи скачивают шлак и производят добавки извести. В окислительный период выжигают углерод. По достижении в металле Р<< 0,035 % производят раскисление стали без скачивания шлака ферросилицием и ферромарганцем. Затем присаживают феррохром и проводят сокращенный (50—70 мин) восстановительный период с раскислением шлака порошками ферросилиция и кокса и раскисле-нием металла кусковыми раскислителями. Окончательное раскисление производят в ковше ферросилицием и алюминием. В некоторых случаях вообще не проводят раскисления шлака в печи порошкообразными раскислителями.
2.8 Применение синтетического шлака.
Этот метод предусматривает перенесение рафинирования металла из электропечи в разливочный ковш. Для рафинирования металла выплавляют синтетический шлак на основе извести (52–55%) и глинозема (40%) в специальной электродуговой печи с угольной футеровкой. Порцию, жидкого, горячего, активного шлака (4–5 % от массы стали, выплавленной в электропечи) наливают в основной сталеразливочный ковш. Ковш подают к печи и в него выпускают сталь. Струя стали, падая с большой высоты, ударяется о поверхность жидкого шлака, разбивается на мелкие капли и вспенивает шлак. Происходит перемешивание стали со шлаком. Это способствует активному протеканию обменных процессов между металлом и синтетическим шлаком. В первую очередь протекают процессы удаления серы благодаря низкому содержанию FeO в шлаке и кислорода в металле; повышенной концентрации извести в шлаке, высокой температуре и перемешиванию стали со шлаком. Концентрация серы может быть снижена до 0,001 %. При этом происходит значительное удаление оксидных неметаллических включений из стали благодаря ассимиляции, поглощению этих включений синтетическим шлаком и перераспределению кислорода между металлом и шлаком.
2.9 Обработка металла аргоном.
После выпуска стали из печи через объем металла в ковше продувают аргон, который подают либо через пористые пробки, зафутерованные в днище, либо через швы кладки подины ковша. Продувка стали в ковше аргоном позволяет выровнять температуру и химический состав стали, понизить содержание водорода, удалить неметаллические включения, что в конечном итоге позволяет повысить механические и эксплуатационные свойства стали.
2.10 Применение порошкообразных материалов.
Продувка стали в дуговой электропечи порошкообразными материалами в токе газаносителя (аргона или кислорода) позволяет ускорить важнейшие процессы рафинирования стали: обезуглероживание, дефосфорацию, десульфурацию, раскисление металла.
В струе аргона или кислорода в ванну вдуваются порошки на основе извести, плавикового шпата. Для раскисления металла используют порошкообразный ферросилиций. Для окисления ванны и для ускорения удаления углерода и фосфора добавляют оксиды железа. Мелко распыленные твердые материалы, попадая в ванну металла, имеют большую поверхность контакта с металлом, во много раз превышающую площадь контакта ванны со шлаковым слоем. При этом происходит интенсивное перемешивание металла с твердыми частицами. Все это способствует ускорению реакций рафинирования стали. Кроме того, порошкообразные флюсы могут использоваться для более быстрого наведения шлака.
2.11 Выплавка стали в кислых дуговых печах
Электрические печи с кислой футеровкой обычно используют в литейных цехах при выплавке стали для фасонного литья. Преимуществом кислых печей по сравнению с основными является более высокая стойкость футеровки; наряду с этим стоимость кислых огнеупоров примерно в 2.5 раза ниже стоимости основных. Поскольку при плаке стали для фасонного литья восстановительный период обычно отсутствует, длительность плавки в кислой печи меньше, чем в основной той же емкости; по этой причине, а также в связи с меньшей теплопроводностью кислой футеровки, более низким является и расход электроэнергии.
Основным недостатком кислых печей является то, что во время плавки из металла не удаляется сера и фосфор.
Завалка и расплавление шихты
Шихту составляют таким образом, чтобы содержание углерода после
расплавления на 0.15-0.20% превышало содержание углерода в выплавляемой стали. Для повышения содержания углерода в шихту, наряду со стальным ломом, вводят кокс, электродный бой или чугун. Поскольку фосфор и сера под кислым шлаком не удаляются, используемый стальной лом должен содержать фосфора и серы примерно на 0.01% меньше, чем допускается в выплавляемой стали.
Металлический лом не должен быть ржавым, так как окислы железа, растворяя кремнезем футеровки пода, разрушают её. В остальном требования к шихтовым материалам и порядку загрузки в печь такие же, как и при основном процессе.
Плавление в кислой печи длится 50-70 мин и протекает примерно так же,
как и в основной печи. В период плавления происходит окисление кремния, марганца, железа, углерода. Образующиеся окислы принимают участие в формировании шлака. Поскольку количество этих окислов сравнительно невелико, в печь во время плавления забрасывают шлак от предыдущей плавки, сухой песок, формовочную землю и известняк, чтобы покрыть металл шлаком и уменьшить угар составляющих шихты.
К моменту расплавления шихты шлак имеет следующий состав, %: 40-50 SiO2; 15-30 FeO; 10-30 MnO; 2-6 Al2O3; 5-15 прочие окислы.
2.12 Плавка с использованием металлизованных окатышей
Основу окатышей (губки) составляет железо с содержанием углерода от
0.2-0.5 до 2%, они содержат также некоторое количество невосстановленных окислов железа и пустую породу (в основном SiO2 и Al2O3), количество которой должно быть не более 3-7% от массы окатышей. Отличительная особенность этого сырья – малое содержание серы, фосфора, меди, никеля, хрома и других примесей, обычно содержащихся в стальном ломе (Pb, Sn, Bi, Zn, As, Sb). Это облегчает и упрощает процесс выплавки и получение стали высокого качества, высокой степени чистоты (суммарное содержание примесей в стали получается в 3-10 раз меньше, чем при выплавке из стального лома).
Если содержание металлизованных окатышей в шихте не превышает 25-30% от её массы, то технология электроплавки существенно не отличается от обычной. Переработка шихты, основу которой составляют металлизованные окатыши требует применения специфической технологии. Особенностями этой технологии являются:
- непрерывная загрузка окатышей со скоростью, пропорциональной
подводимой в печь электрической мощности, причем загрузка должна
начинаться после сформирования в печи ванны жидкого металла;
- совмещение периода плавления с окислительным (обезуглероживанием);
- упрощение технологии плавки в связи с малым содержанием в шихте
вредных примесей – серы и фосфора.
Степень металлизации окатышей должна находиться в определенных
пределах, обеспечивающих кипение ванны в процессе их загрузки и плавления.
Оптимальной содержание окатышей в шихте составляет 60-70% от её массы - при большем их содержании возрастает длительность расплавления и плавки в целом.
Плавку начинают с загрузки стального лома, который в количестве 30-40% от массы металлической шихты заваливают в печь одной порцией. Далее подают напряжение и после расплавления лома в сформировавшуюся жидкую ванну начинают непрерывную загрузку окатышей; обычно их загружают в зону электрических дуг с помощью автоматизированной системы через отверстие в своде печи. Скорость подачи окатышей согласуют с подводимой в печь электрической мощностью так, чтобы температура ванны был на 30-40 (С выше температуры плавления металла, поскольку при более низкой величине
перегрева плавление затягивается.
Период загрузки и расплавления совмещают с окислительным, т.е.
проводят его так, чтобы обеспечить непрерывное окисление углерода (кипение ванны). При этом благодаря перемешиванию ускоряется плавление окатышей, обеспечиваются дегазация ванны и получение в конце периоде заданного содержания углерод в металле. Для обеспечения кипения степень металлизации окатышей должна находиться в пределах 90-97%, что соответствует остаточному содержанию кислорода в окатышах от 1.2 до 0.6% (при более низком содержании остаточного кислорода не будет кипения ванны.). При недостаточной степени металлизации существенно возрастает расход электроэнергии из-за протекания эндотермической реакции восстановления окислов железа. Для обеспечения кипения ванны металлизованное сырье должно содержать определенное количество углерода, если содержание углерода недостаточно для обеспечения кипения, то в ванну вдувают карбюризаторы.
По ходу плавления в печь загружают известь для ошлакования кислой
пустой породы (SiO2 иAl2O3) окатышей. Основность шлака в связи с низким содержанием в окатышах серы и фосфора может быть меньшей, чем при плавке на шихте из стального лома и составлять 1.5-2.0. В конце периода плавления необходимо получить требуемое в выплавляемой стали содержание углерода; при недостатке углерода прибегают к вдуванию в ванну карбюризаторов, избыточный углерод окисляют путем кратковременной продувки кислородом.
После окончания плавления применяют различные варианты ведения
заключительной части плавки. Один их них – нагрев металла до требуемой температуры и выпуск в ковш, где производят внепечную доводку стали и рафинирование; другой – проведение в печи кратковременной доводки, в течение которой проводят нагрев, раскисление и легирование.
3 Основные расчеты по материально-тепловому балансу
3.1 МАТЕРИАЛЬНЫЙ БАЛАНС
Таблица 3.1 -Состав Металла
Наименование |
C |
Si |
Mn |
P |
S |
Количество |
Чугун |
3,08 |
0,73 |
0,5 |
0,7 |
0,023 |
70 |
Скрап |
0,12 |
0,11 |
0,375 |
0,04 |
0,05 |
30 |
Сталь до раскисления |
0,10 |
- |
0,10 |
0,03 |
0,03 |
- |
Таблица 3.2 -Состав материала
Наименование |
SiO |
CaO |
MgO |
AlO |
FeO |
CrO |
HO |
CO |
Известь |
2 |
86 |
2 |
3 |
- |
- |
2 |
6 |
Боксит |
20 |
4 |
- |
52 |
18 |
- |
6 |
- |
Футеровка |
5 |
2 |
70 |
3 |
8 |
12 |
- |
- |
Для расчета выбираю расход огнеупоров в пределах 0,2-0,4% или в среднем 2-4 кг/т стали в зависимости от емкости конвертера.
Расчет футеровки принимаю равным 0,3% от массы садки.
Технический кислород содержит 99,5% кислорода и 0,5% азота.
Определяю средний состав шихты при условии переработки 30% скрапа и 70% чугуна, %.
Таблица 3.3 - Средний состав шихты
Наименование |
C |
Si |
Mn |
P |
S |
Чугун вносит |
2,660 |
0,511 |
0,350 |
0,490 |
0,016 |
Скрап вносит |
0,036 |
0,033 |
0,113 |
0,012 |
0,015 |
Средний состав |
2,696 |
0,544 |
0,463 |
0,502 |
0,031 |
Сталь до раскисления |
0,100 |
- |
0,100 |
0,030 |
0,030 |
Удаляется примесей из ванны на 100кг шихты, кг:
С=2,696-0,100*0,9=2,606
Si =0.544
Mn=0.465-0.100*0.9=0.3725
P=0.502-0.020*0.9=0.484
S=0.0311-0.025*0.9=0.0086
Fe (в дым) =1,500
Угар примесей 5,515
где 0,9- выход стали
Принимаю, что при продувке ванны кослородом 10% серы выгорает до SO, т.е. окисляется 0,003кг серы.
Расход кислорода на окисление примесей составит при окислении 10% углерода до CO и 90% до CO.
Расход кислорода, кг Масса окисла, кг
ССО .……0,2606*32/12=0,695 СО……………………….0,9555
CCO ………2.3454*16/12=3.1272 CO………………………...5,4726
SiSiO….....0.544*32/28=0.622 SiO………………………1,166
MnMnO……0.3725*16/55=0.1084 MnO………………………0,4809
P PO…….0.484*80/62=0.625 PO…………………......1,109
S SO………0.003*32/32=0.003 SO……………………….0,006
FeFeO……1.500*48/112=0.643 FeO(в дым)……………2,143
5,8236 11,3322
В шлак переходит 0,0086-0,003=0,0056 кг серы.
При переходе серы в шлак освобождается 0,011кг кислорода, поэтому расход кислорода составляет 5,8236-0,011=5,8126 кг.
Расход извести определяю по балансу СаО и SiO, для получения основности 3,5. Для формирования шлака принимаем расход боксита 0,6кг. Расход извести обозначаю через у кг.
Количество СаО в конечном шлаке, кг, поступающее из:
Футеровки…………….0,3*0,02=0,006
Боксита………………..0,6*0,04=0,024
Извести……………….. 0,86у
0,030+0,86у
Количество SiO в конечном шлаке, кг, поступающее из:
Металлической
шихты…………………1,166
Футеровки…………….0,3*0,05=0,015
Боксита………………..0,6*0,02=0,120
Извести……………….. 0,02у
1,301+0,02у
Вместо СаО и SiO подставляю их значения и определяю расход извести:
откуда
у=5,726
В таблице 3.4 определяю составляющие шлака.
Таблица 3.4 - Составляющие шлака, кг
Источники |
SiO |
CaO |
MgO |
AlO |
CrO |
S |
MnO |
PO |
FeO |
Металлическая шихта |
1,166 |
- |
- |
- |
- |
0,0056 |
0,4809 |
1,109 |
- |
Футеровка |
0,015 |
0,006 |
0,210 |
0,009 |
0,036 |
- |
- |
- |
0,024 |
Боксит* |
0,120 |
0,024 |
- |
0,312 |
- |
- |
- |
- |
0,108 |
Известь** |
0,114 |
4,924 |
0,114 |
0,114 |
- |
- |
- |
- |
- |
ИТОГО |
1,415 |
4,954 |
0,324 |
0,435 |
0,036 |
0,0056 |
0,4809 |
1,109 |
0,132 |
*В боксите содержится еще 0,035кг HO **В извести содержится еще 0,143 кг HO и 0,0402кг СО |
Допускаю в I-м приближении, что соединения окислов Fe в шлаке при продувке металла сверху кислородом будет таким же, как и в мартеновском щлаке: 13% FeO и 4% FeO.
Тогда масса окислов шлака без FeO и FeO составит 83%, а масса шлака без окислов железа будет равна 8,7595 кг.
Масса шлака
L=8,7595/0,83=10,554кг
Масса окислов железа в шлаке
10,554-8,7595 =1,7945кг,
в том числе 1,372кг FeO и 0,422кг FeO.
Таким образом, состав шлака будет:
SiO |
CaO |
MgO |
AlO |
CrO |
S |
MnO |
PO |
FeO |
FeO |
Σ |
|
кг |
1,415 |
4,954 |
0,324 |
0,435 |
0,036 |
0,0056 |
0,4809 |
1,109 |
0,422 |
1,372 |
10,554 |
% |
13,41 |
46,94 |
3,07 |
4,12 |
0,34 |
0,053 |
4,56 |
10,51 |
4 |
13 |
100 |
Окисляется железа, кг:
до FeO………………….0.422-0.132=0.29
до FeO…………………………………..1.372
Поступит железа из металла в шлак
1,327*56/72+0,29*112/160=1,032+0,203=1,235кг
Выход стали равен
100-5,8236-0,5-1,0-1,235=91,441кг,
где 5,8236- угар примесей, кг;
0,5 – количество железа, запутавшегося в шлаке в виде корольков, кг;
1,0- потери железа с выбросами, кг;
1,235- угар железа на образование окислов железа в шлаке, кг.
Потребуется кислорода на окисление железа
(1,372-1,032)+(0,29-0,203)=0,427кг.
Всего потребуется кислорода на окисление примесей
5,8126+0,427=6,24кг
Потребуется технического кислорода при 95%-ном усвоении
6,24*22,4/(0,995*0,95*32)=4,621 м³
На 1т садки расход технического кислорода 46,21 м³/т
Количество азота
4,621*0,005=0,023 м³, или 0,028кг
Количество неусвоенного кислорода
(4,621-0,023)*0,05=0,23 м³, или 0,33кг
Масса технического кислорода
6,24+0,028+0,33=6,598кг.
Количество и состав получающихся газов приведены в таблице 3.5.
Таблица 3.5 – Количество и состав получающихся газов
Составляющие |
Содержание |
||
кг |
м³ |
% |
|
1 |
2 |
3 |
4 |
СО |
0,402+0,9555=1,357 |
0,69 |
12,53 |
СО |
5,4726 |
4,378 |
79,48 |
HO |
0,035+0,114=0,149 |
0,185 |
3,36 |
О |
0,33 |
0,231 |
4,19 |
N |
0,028 |
0,0225 |
0,41 |
SО |
0,006 |
0,002 |
0,03 |
ИТОГО: |
7,3426 |
5,5085 |
100 |
МАТЕРИАЛЬНЫЙ БАЛАНС ПЛАВКИ
Поступило, кг Получено, кг
Чугуна …………………..70 Стали ………………91,441
Скрапа…………………..30 Корольков…………..0,500
Боксита………………….0,600 Выбросов…………...1,000
Извести………………….5,726 Шлака………………10,554
Футеровки………………0,300 Газов………………...7,3426
Технического FeO……………….2,143
кислорода………………...6,598 112,9806
113,224 +0,2434
113,224
3.2 ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС ПЛАВКИ
3.2.1 Приход тепла
1. Физическое тепло чугуна:
70[0.737*1200+217.88+0.88(1300-1200)]=83319,6кДж
где 0,737-теплоемкость твердого чугуна, кДж/(кг-град);
1200-температура плавления чугуна, ºС;
217,88-теплота плавления чугуна, кДж/кг;
0,88-теплоемкость жидкого чугуна, кДж/(кг-град);
1300-температура заливаемого чугуна, ºС;
2. Тепло экзотермических реакций:
ССО …………………………………0,9555*9220=8809,71
CCO ………………………………….5,4726*32810=179556,006
SiSiO…………………………………1,166*31310=36507,46
MnMnO……………………………….0,4809*7010=3371,109
P PO………………………………...1,109*24990=27713,91
FeFeO( дым)……………………….2,143*7360=15772,48
FeFeO………………………………….1,372*4770=6544,44
FeFeO(шлак)……………………… 0,422*7360=3105,92
Всего ………………………………………………..281381,035кДж
где множимое-количество окислившихся примесей чугуна, кг;
множитель - тепловые эффекты, отнесенные к 1кг окисляющегося элемента.
3. Тепло шлакообразования:
SiO(СаО) * SiO…………………….1,415*2321=3284,215
PO (СаО) * PO…………………1,109*4742=5258,878
Всего …………………………………………..8543,093кДж
где 1,415 и 1,109 количество SiOи PO в шлаке (кг), а 2321 и 4742- тепловые эффекты ошлакования, отнесенные к 1кг каждого из реагирующих окислов (кДж/кг). Общий приход тепла равен 373243,728 кДж.
3.2.2 Расход тепла
1.Физическое тепло жидкой стали:
92,441*[0.70*1500+259.78+0.84(1620-1500)]=130395.426кДж;
где 92,441- масса жидкой стали, корольков и выбросов, кг;
0,70-теплоемкость твердой стали, кДж/(кг-град);
1500-температура плавления стали, º С;
259,78- теплота плавления стали, кДж/(кг*град);
0,84- теплоемкость жидкой стали, кДж/(кг*град);
1620- температура стали на выпуске, ºС
Из этого количества тепла на расплавление и нагрев скрапа расходуется
30*[0.70*1500+259.78+0.84(1620-1500)]=42317,4кДж
2.Физическое тепло шлака:
10,554*(1,20-1620+209,50)=14873,75кДж,
где 10,554-масса шлака, кг;
1,20- теплоемкость шлака, кДж/(кг-град);
1620- температура шлака, ºС;
209,50- теплота плавления шлака, кДж/(кг-град);
3.Тепло, уносимое газами:
СО……………………….0,69*1,470*1500=1521,45
СО…………………………4,378*2,365*1500=15530,955
N…………………………0,0225*1,448*1500=48,87
HO ………………………0,185*1,840*1500=510,6
Всего …………………………………………17611,875кДж,
где первый столбик чисел - количество отходящих газов (м³);
второй- теплоемкость газов при температуре 1500ºС(кДж/ м³) и 1500-средняя температура отходящих газов, ºС.
4. Тепло, уносимое частицами FeO в дыме:
2,143(1,20-1500+209,50)=2762,97кДж.
где 2,143-количество FeO в дыме.
5.Тепло, затрачиваемое на восстановление FeO руды и боксита:
FeO до Fe………………………….0.29*824000/160=1493,5
FeO до FeО………………………..1.372*289725/160=2484,39
Всего …………………………………………………..3977,89кДж
где первый столбик чисел - количество восстановившегося FeO(кг),
второй - тепловой эффект реакций восстановления, отнесенный к 1 кмолю FeO(кДж/кмоль) и 160- молекулярная масса FeO.
6.Потери тепла (на нагрев футеровки, лучеиспускание через горловину конвертера).
Эти потери тепла составляют от 3до 6% от прихода тепла. В данном расчете принимаем величину потерь тепла, равной 3% от прихода:
0,03*373243,728=11197,31кДж.
Общий расход тепла равен 180819,221кДж.
Избыток тепла равен: 373243,728-180819,221=192424,507кДж.
7.Результаты расчета теплового баланса представлены в таблице 3.6.
Таблица 3.6 – Тепловой баланс плавки
Приход тепла |
кДж |
% |
Расход тепла |
кДж |
% |
Физическое тепло чугуна |
83319,6 |
22,32 |
Физическое тепло стали |
130395.426 |
34,9 |
Тепло экзотермических реакций |
281381,035 |
75,39 |
В том числе на нагрев и расплавление скрапа |
42317,4 |
11,34 |
Тепло шлакообразования |
8543,093 |
2,29 |
Физическое тепло шлака |
14873,75 |
3,98 |
Тепло, отходящих газов |
17611,875 |
4,72 |
|||
Тепло, уносимое частицами FeO |
2762,97 |
0,74 |
|||
Тепло на восстановление FeO |
3977,89 |
1,06 |
|||
Потери тепла |
11197,31 |
3,0 |
|||
Избыток тепла |
192424,507 |
51,6 |
|||
Итого |
373243,728 |
100 |
Итого |
373243,728 |
100 |
4 Техника безопасности в электросталеплавильном производстве
Электросталь в настоящее время выплавляется в открытых дуговых и индукционных, вакуумных индукционных электропечах, методом электрошлакового, вакуумно-дугового, электроннолучевого, плазменно-дугового переплавов и др.
От всех работников, участвующих в процессах выплавки или переплава металла в электропечах, требуется строгое соблюдение технологических инструкций и выполнение норм безопасности. Устройство и обслуживание электропечей должно соответствовать требованиям действующих Правил безопасности в сталеплавильном производстве.
К работе сталеварами и их подручными допускаются лица, достигшие 18 лет, прошедшие медицинское освидетельствование и производственное обучение, знающие правила техники безопасности и получившие специальный инструктаж. Сталевары и их подручные должны быть снабжены спецодеждой, спецобувью и защитными средствами, предусмотренными отраслевыми нормами.
4.1 Организация производства и требования техники безопасности
В комплексе мероприятий по охране труда и технике безопасности, направленных на обеспечение здоровых и безопасных условий труда, большое значение имеют не только технические, но и организационные мероприятия. Они включают правильную организацию труда, обучение работающих безопасным приемам работы и систематический надзор со стороны инженерно-технических работников за соблюдением правил, норм и инструкций по охране труда, технике безопасности и производственной санитарии.
5 Охрана окружающей среды
Постоянно изыскивать пути эффективного решения вопросов охраны природы в сложных условиях горно-обогатительного производства, технологические процессы которого должны вестись при строгом выполнении следующих организационно-технических мероприятий, позволяющих снизить вредное воздействие на окружающую природную среду:
1) Аспирационно-технические установки должны работать и обслуживаться в соответствии с «Правилами эксплуатации установок очистки газа»;
2) Орошение водой при погрузке, перегрузке и разгрузке горной массы, промпродукта, готовой товарной продукции и других сыпучих материалов, а также дорог при интенсивной работе автомобильного транспорта;
3) Бурение скважин с применением пылеподавления воздушно-водяной смесью;
4) Сбор отработавших смазочных материалов с целью недопущения их попадания в технологию, канализацию, водоемы и на землю;
5) Утилизацию отходов производства и потребления или их сбор и захоронение (складирование);
6) Снятие и сохранение почвенно-плодородного слоя, при нарушении земель, с последующим его использованием на рекультивацию;
7) Максимальное использование на технические и технологические нужды оборотной воды;
8) Озеленение промышленной и санитарно-защитной зон;
9) Контроль за параметрами окружающей среды и работой пылегазоочистного оборудования;
10)Контроль за соответствием существующим ГОСТам качества отработавших газов автомобилей и другой техники с двигателями внутреннего сгорания;
11)Контроль за качеством сбрасываемых в накопители рудничных и технологических вод.
Заключение
В курсовом проекте я научилась рассчитывать материально-тепловой баланс, узнала устройство дуговой печи. Как идет производство, раскисление и легирование стали. Так же я узнала как происходит окислительный и восстановительный период плавки и как происходит технология плавки в дуговой печи.