В результате исследований установлено:

1) содержание азота уменьшается с увеличением содержания углерода по расплавлению;

2) прирост содержания азота в период от расплавления до выпуска уменьшается с повышением содержания углерода по расплавлению;

3) в процессе выпуска и внепечной обработки содержание азота повышается, степень этого прироста азота уменьшается с увеличением исходного содержания азота, причем для внепечной обработки эта зависимость более значима;

4) установлена параболическая зависимость прироста содержания азота от интенсивности продувки аргоном на УКП.

При разработке мероприятий по снижению содержания азота в стали в процессе ее выплавки обычно рассматриваются две возможности -- снижение количества азота, вносимого исходной шихтой, и «промывка» жидкого металла инертным газом или оксидом углерода СО, образующимся при окислении углерода “шихты” [15].

При подборе шихтовых материалов рассматривали следующие варианты:

1) полная замена металлического лома с содержанием азота от 0,002 до 0,008% и даже до 0,01%, на металлизованные окатыши, что позволяет получать сталь с содержанием азота на выпуске из печи менее 0,004%;

2) частичная замена металлического лома твердым чугуном, содержащим 0,002-0,003% азота, также способствует снижению содержания азота в стали, но незначительно;

3) частичная замена металлического лома в шихте (до 39%) горячебрикетированным железом (ГБЖ) позволяет снизить содержание азота в стали на выпуске из печи на 0,001-0,002%;

4) замена углеродсодержащих материалов с высокой концентрацией азота (загружаемого с шихтой антрацита и кокса с 0,5-1,1% азота, а также вдуваемого порошка кокса с 0,4-1,7% азота, кокса с 0,15% азота для науглероживания металла) на низкоазотистый кокс с содержанием азота 0,03-0,1% позволяет, уменьшить его концентрацию в стали на выпуске на 0,0013%.

Приведенные данные позволяют сделать вывод что:

1) подбор шихтовых материалов незначительно влияет на концентрацию азота в готовой стали; исключением является использование продуктов прямого восстановления железа;

2) по сравнению со средними значениями содержания азота в стали, полученной в сверхмощной ДСП, наблюдается значительная дисперсия результатов анализа, что свидетельствует о низкой стабильности процесса в отношении поведения азота.

Рафинирование металла нейтральным газом или образующимся в процессе окисления углерода СО при выплавке в сталеплавильном агрегате обеспечивает небольшое снижение концентрации азота. Общепринята точка зрения, что увеличение количества окисленного углерода во время плавки ведет к уменьшению содержания азота. Однако при более внимательном рассмотрении фактических данных выявляется, что роль выноса абсорбированного азота пузырьками газа, проходящего через расплавленный металл, в процессе удаления азота из расплава ничтожно мала [11].

Небольшие значения коэффициента диффузии азота в стали [12], уменьшающиеся при повышенных концентрациях кислорода и серы, обусловливают низкие значения коэффициента массопередачи азота в пузырек газа, особенно в окислительный период плавки. Этим, отчасти, объясняется низкая эффективность процесса удаления азота инертным газом.

Кроме того, абсорбция растворенного в металле азота пузырьком газа быстро замедляется в результате его насыщения азотом. Так, по закону Сивертса следует, что при температуре Т=1873 К, концентрации азота в стали 0,008% и общем давлении в пузырьке газа, равном атмосферному, абсорбция азота прекращается при парциальном давлении азота в пузырьке ррав.=3400 Па [~0,03% (объемные)]. Суммарное действие этих факторов обусловливает низкую эффективность процесса удаления азота инертными газами, а также СО [16].

Известно, что в открытых сталеплавильных процессах снижение содержания азота происходит на протяжении всей плавки, даже несмотря на то, что общее содержание азота в жидком металле всегда намного ниже равновесного с печной атмосферой. Переход азота в печную атмосферу указывает на существование определенных факторов, вызывающих этот процесс.

По-видимому, таким фактором является «эффект накачки», связанный с градиентом окисленности в шлаковой фазе [16], содержание азота в стали при этом может быть на 5--6 порядков ниже равновесного с печной атмосферой.

Так как при выплавке стали в открытых печах всегда существует градиент окисленности в шлаковом слое, указанный эффект постоянно «работает», когда металл покрыт слоем жидкого шлака. Дополнительным условием, кроме градиента окисленности шлака, является перемешивание металла и шлака, существенно ускоряющее этот процесс.

«Эффект накачки» также позволяет объяснить низкую концентрацию азота в стали, выплавленной из железорудных окатышей (таблица 5). При работе ДСП с «жидким» стартом на шихте из железорудного сырья с непрерывной подачей его в печь [15] расплавленный металл находится в контакте с жидким шлаком минимум 50--60 мин (в 2,5--3 раза больше, чем при использовании лома), что и приводит к увеличению времени, в течение которого работает «эффект накачки», и соответствующему снижению содержания азота. Кроме того, непрерывный ввод окатышей в ванну ДСП обеспечивает постоянное «подкипание» и перемешивание шлака, что, как было отмечено, усиливает этот эффект. Такое же усиление «эффекта накачки» перемешиванием достигается при использовании в шихте науглероживателей с повышенным содержанием летучих компонентов.

Таблица 5 - Содержание азота в стали массового сортамента

Процесс	Сталь	Содержание азота, %
1	2	3
Кислый мартеновский	Весь сортамент	0,0010-0,0015
Основной скрап -- процесс	Среднеуглеродистая	0,0030-0,0065
	Углеродистая	0,0050-0,0090
Основной скрап -- рудный	Низкоуглеродистая	0,0020-0,0035
	Углеродистая	0,0030-0,0050
Конвертерный	Низкоуглеродистая кипящая	0,0025-0,0035
Конвертерный	Низкоуглеродистая спокойная	0,0025--0,0040
	Низколегированная	0,0050-0,0070
Электросталеплавильный с полным циклом периодов плавки	Рядовой сортамент	0,0050-0,0100
То же, кислый	Среднеуглеродистая	0,0050--0,0090
Выплавка полупродукта в сверхмощной ДСП	Рядовой сортамент	0,0080-0,0120
То же при плавке на окатышах	Рядовой сортамент	< 0,004

Общая концентрация азота в металле определяется балансом двух противоположных процессов -- поступления азота в металл (особенно в области дуг) и удаления его из расплава. Составляющими расходной части являются процессы удаления азота при реализации «эффекта накачки» и некотором его выносе пузырьками СО или инертного газа. Однако влияние второго фактора, по-видимому, больше связано с его перемешивающим действием.

Поступление азота в металл из шихтовых материалов может временно нарушать установившийся баланс азота, который затем сравнительно быстро восстанавливается, поддерживая концентрацию азота на прежнем уровне. Поэтому одним из основных путей получения стали с низким содержанием азота авторы настоящей статьи считают такую организацию технологического процесса выплавки или внепечной деазотации, при которой наилучшим образом обеспечены условия реализации «эффекта накачки».

Таким образом, результаты статистического анализа производственных данных в целом согласуются с указанными предположениями о механизме удаления азота [11].

Целью экспериментов, проведенных в ДСП-2 на ММЗ, было снижение концентрации азота в стали 70 на выпуске и стабилизация этого показателя с помощью мероприятий, направленных на интенсификацию «эффекта накачки». Для этого были использованы следующие технологические приемы:

1) обдув поверхности шлака кислородом с интенсивностью, не допускающей оголения металла, для поддержания высокого уровня окисленности поверхности раздела газовая фаза--шлак;

2) подача известняка в печь вместо извести на заключительном этапе выплавки стали для стабилизации горения дуг и обеспечения подвижности шлака;

3) перемешивание металла и шлака в печи аргоном через донные дутьевые устройства;

4) исключение подачи в печь углеродистых материалов после проплавления последней подвалки.

Все мероприятия проводили одновременно.

Эксперименты показали, что использование указанных технологических приемов позволяет снизить и стабилизировать содержание азота в металле, выплавляемом в сверхмощной ДСП, на уровне 0,006% [11].

Выплавляемая в сверхмощных ДСП сталь характеризуется более высоким средним содержанием азота (примерно на 0,002--0,003%), чем металл, выплавленный в дуговых печах, работающих по классической технологии. Более низкая концентрация азота при работе на окатышах достигается в результате большей продолжительности пребывания металла под слоем жидкоподвижного шлака. Наиболее существенным фактором, влияющим на уровень и стабильность содержания азота в металле, является режим подачи углеродсодержащих материалов по ходу плавки, особенно на заключительном этапе. Опробованные технологические приемы позволили снизить концентрацию азота в стали на выпуске из печи в среднем на 0,0021% и получить более стабильное его содержание в металле. Выдержка металла под шлаком без подачи углеродсодержащих материалов в печь сопровождается монотонным снижением концентрации азота в стали.

В результате анализа технологии выплавки стали были сделаны следующие выводы: повышенное содержание массовой доли азота в металле перед выпуском его из печи (до 0,009%) объясняется следующими факторами:

- азот вносится с металлической шихтой до 0,006%;

- повышенное содержание азота в коксе и коксике (до 10,8%);

- неудовлетворительное проведение технологического процесса в части наведения пенистого шлака, в результате чего электрическая дуга открыта и вследствие контакта дуги с воздухом создаются благоприятные условия для насыщения расплава азотом. В момент продувки металла открытой струей кислорода без вспенивания шлака коксиком, окружающий воздух эжектируется, и тем самым создаются благоприятные условия для насыщения металла азотом из воздуха;

- так как жидкий период плавки скоротечен, то во время кипа азот, содержащийся в металле практически не удаляется.

Увеличение содержания массовой доли азота в металле во время выпуска на 0,0013% происходит по следующим причинам:

- внесение азота в металл присаживаемыми в стальковш на выпуске ферросплавами и коксиком;

- вследствие контакта струи металла с воздухом.

При внепечной обработке металла на установке ковш-печь содержание массовой доли азота увеличивается на 0,0027% по следующим причинам:

- в результате подсоса воздуха в рабочее пространство над стальковшом с металлом, создаются благоприятные условия для проникновения азота из воздуха в металл;

- после реконструкции газохода на установке ковш-печь, эффективность которого улучшилась;

- длительная выдержка металла в стальковше, и как следствие этого, длительность нагрева его на установке ковш-печь.

Увеличение содержания массовой доли азота в металле при обработке его на установки доводки стали (УДС) на анализируемых плавках происходит на 0,002% вследствие его продувки азотом через погружную фурму.

Вследствие контакта струи металла из стальковша и промковша с воздухом содержание азота в металле во время его разливки увеличивается на 0,0015%.

Содержание азота в темплетах, отобранных от заготовок, и в готовом сорте на анализируемых плавках при анализе средних значений колеблется от 0,0125% до 0,0126%.

Выводы

С целью снижения насыщения металлом азота необходимо:

1) во время плавки шлак поддерживать во вспененном состоянии присадками кокса и небольших порций известняка. Расход извести при этом может быть не менее 40 кг/т, при работе на известняке - не менее 50 кг/т;

2) при обработке металла на установке ковш-печь с целью исключить подсосы воздуха под крышку в зоне дуг необходимо поддерживать под крышку в зоне дуг положительное давление, т.е. управлять отсосом газов так, чтобы из-под крышки и вокруг электродных отверстий всегда выходил несильный дым. Для обеспечения более плотного прилегания крышки установки ковш-печь к стальковшу с целью создания инертной атмосферы необходимо, чтобы обечайка стальковша была очищена от шлака и металла;

3) при обработке металла на установке доводки стали на марках сталей, контролируемых по азоту, продувки металла производить с аргоном через донные пробки стальковша. Продувку азотом сверху через погружную фурму производить только в момент отдачи ферросплавов и извести;

4) сократить до минимума продолжительность нахождения стали в стальковше на отстое (не более 20-30мин);

5) сократить время обработки и нагрева металла на установке ковш-печь до 40-45 мин;

6) разливку стали производить на минимально короткой и устойчивой струе металла между сталеразливочным и промежуточным ковшом.

3 Содержание азота в стали, выплавленной в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь»

3.1 Технологическая схема производства

На рисунке 7 представлена существующая схема производственных потоков в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь».

Рисунок 7-Схема производственных потоков

В ЭСПЦ в ОАО "Уральская Сталь" для выплавки стали используют две дуговые сталеплавильные печи ДСП 120. Проектная мощность составляет 2 млн.т. в год.

Внепечную обработку жидкого полупродукта в ЭСПЦ осуществляют на двух установках ковш - печь (УКП).

В ЭСПЦ ОАО "Уральская Сталь "выплавляют три группы марок сталей: примерно по 40% конструкционных низколегированных и углеродистых, а также около 20% легированных. Общее количество марок достигает 90.

Разливку стали производят на одноручьевой слябовой МНЛЗ, четырехручьевой блюмовой МНЛЗ и в изложницы. Весь металл, выплавляемый в цехе, подвергают внепечной обработке, включающей в себя: ввод в ковш твердой шлакообразующей смеси, продувку металла в ковше инертным газом через донную пробку. Разливку стали на МНЛЗ производят с защитой струи металла от вторичного окисления.

На рисунке 9 представлено изменение массовой доли азота в металле в процессе производства [17].

Рисунок 9- Изменение массовой доли азота в процессе производства

Средний прирост массовой доли азота в металле составил:

- во время выпуска металла из ДСП - 0,002%;

- во время обработки металла на УКП - 0%;

- во время разливки стали - 0,002%.

3.2 Анализ существующей технологии производства

При выплавке стали в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь» основными составляющими металлошихты являются привозной и оборотный металлолом, а также чугун.

Шихтовку плавок производят по двум вариантам:

1) 100% твердой шихты (массовая доля металлолома 76% и массовая доля чушкового чугуна 24%);

2) массовая доля твердой шихты 60% и массовая доля жидкого чугуна 40%.

Плавку шихтуют из расчета получения в металле после расплавления значений массовых долей химических элементов не выше заданных в марке стали.

Часть шлакообразующих материалов вводится вместе с металлоломом в загрузочную бадью, остальное количество - в печь по ходу плавки порциями от 150 до 250 кг.

После завалки производят включение печи и сразу включают эркерную и стеновые комбинированные фурмы-горелки. Конструкция системы загрузки жидкого чугуна в печь обеспечивает загрузку чугуна со скоростью от 7 до 8 т/мин. После заливки чугуна начинается продувка ванны кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки. Для работы фурм-горелок в режиме «продувка» используется технический кислород (объемная доля кислорода - не менее 99,5%).

После отработки 20-25 МВтч электроэнергии отбирается проба металла для определения массовых долей углерода, марганца, фосфора, серы, хрома, никеля и меди, шлака для определения массовых долей СаО, SiО2, FeO, MnO, MgO и измерение температуры металла.

Часть шлакообразующих материалов вводится вместе с металлоломом в загрузочную бадью, остальное количество - в печь по ходу плавки порциями от 150 до 250 кг.

После завалки производят включение печи и сразу включают эркерную и стеновые комбинированные фурмы-горелки. Конструкция системы загрузки жидкого чугуна в печь обеспечивает загрузку чугуна со скоростью от 7 до 8 т/мин. После заливки чугуна начинается продувка ванны кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки. Для работы фурм-горелок в режиме «продувка» используется технический кислород (объемная доля кислорода - не менее 99,5%)

Выпуск плавки производится через эркер. На выпуске в ковш вводятся: марганец-, кремний-, хром-, никель-, медь-, ниобий-, ванадий- и молибденсодержащие ферросплавы и шлакообразующие материалы (от 500 до

800 кг извести и от 50 до 150 кг материала для разжижения шлака - плавиковый шпат, глиноземсодержащий материал) [18].

С целью определения технологических параметров выплавки стали с массовой долей азота не более 0,008%, был проведен анализ действующей технологии производства стали в ДСП №2 ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь»[19]. Для анализа технологических параметров выплавки стали в ДСП №2 взяты плавки, выплавленные в апреле 2008г.

Одним из наиболее значимых факторов является чистота, применяемого для окисления примесей металлошихты, кислорода. Продувка металла кислородом в ДСП №2, с целью интенсификации процессов расплавления лома и окисления примесей шихты, производится с очень большой интенсивностью. Так, максимальная интенсивность продувки в ДСП №2 составляет 12000 м3/ч. При такой интенсивности продувки металла кислородом (близко к интенсивности продувки в кислородных конверторах) определяющее значение, для содержания азота в стали, имеет чистота кислорода. Поэтому кислородные конверторы и все современные высокопроизводительные ДСП работают с использованием более чистого технического кислорода (О2 не менее 99,5%). Согласно литературных данных [10], из опыта работы кислородных конверторов, даже незначительное снижение чистоты кислорода (при большой интенсивности продувки) заметно влияет на содержание азота в стали. В требованиях к кислороду применяемому в ДСП №2 указан технический кислород. Однако, из-за отсутствия возможности обеспечения ДСП №2 техническим кислородом, для продувки используется технологический кислород (О2 не менее 95,0%). Зависимость содержания азота в металле после выпуска из ДСП №2 от расхода вдуваемого кислорода представлена на рисунке 10.

Рисунок 10 - Влияние расхода вдуваемого кислорода на содержание азота в металле после выпуска

Видно, что с увеличением расхода кислорода происходит увеличение массовой доли азота в металле. Причинами повышенного расхода кислорода могут быть следующие: длительный простой печи и, как следствие, повышенная продолжительность плавки, увеличение массы твердой металлошихты или попадание более тяжеловесного лома, что приводит также к более длительному расплавлению лома и нагреву металла. Из рисунков 11 и 12 видно, что с увеличением массы металлошихты (включая жидкий чугун) происходит увеличение расхода кислорода и содержания азота в металле.

Однако, увеличение содержания азота в металле, при увеличении массы металлошихты, связано не только с повышением расхода кислорода, но и с увеличением массы жидкого металла в печи после расплавления. При этом происходит уменьшение толщины слоя шлака в печи и повышается риск азотации металла, особенно в районе электрических дуг [12].

Рисунок 11 - Влияние общей массы металлошихты на расход кислорода выплавке стали в ДСП №2

Рисунок 12 - Влияние общей массы металлошихты на содержание азота в металле после выпуска

Однако, увеличение содержания азота в металле, при увеличении массы металлошихты, связано не только с повышением расхода кислорода, но и с увеличением массы жидкого металла в печи после расплавления. При этом происходит уменьшение толщины слоя шлака в печи и повышается риск азотации металла, особенно в районе электрических дуг [12].

Кроме этого, некоторые плавки на которых получено завышенное содержание азота в металле после выпуска из ДСП №2 выплавлялись друг за другом, что может быть следствием кратковременного (1-3 часа) снижения чистоты технологического кислорода.

Другим важным фактором влияющим на содержание азота в металле является компонентный состав металлошихты и расход чугуна. Расход чугуна на плавку в апреле существенно не изменился. На рисунках 13 и 14 показана зависимость содержания азота в металле после выпуска из ДСП от массы лома типа (3А + ШЭ) и лома типа (ЛПЦ + ШЭЛ).

Рисунок 13 - Влияние доли лома типа (3А+ШЭ) на содержание азота в стали

Рисунок 14 - Влияние доли лома типа (ЛПЦ+ШЭЛ) на содержание азота в стали

Видно, что с увеличением в металлошихте массы лома типа (3А + ШЭ) происходит снижение массовой доли азота в металле, а увеличение массы лома типа (ЛПЦ + ШЭЛ), напротив, приводит к увеличению массовой доли азота в металле. Вероятно, это связано с тем, что при использовании более «легкой» металлошихты (3А + ШЭ) происходит более быстрое проплавление «колодцев», более быстрое расплавление металлошихты и образование жидкой ванны и покровного шлака. Ускоренное расплавление и раннее шлакообразование снижает вероятность насыщения стали азотом. Поэтому при выплавке стали с массовой долей азота не более 0,008% рекомендуется снижать долю лома ШЭЛ и обрези ЛПЦ.

Следующий фактор - это расход углеродсодержащих материалов в ДСП №2 для вспенивания шлака. До февраля 2008 года и частично в феврале для вдувания через инжектора использовали углеродсодержащий материал (УСМ) который закупали у стороннего поставщика. В феврале 2008 года начали использовать и применяют до настоящего момента пыль с установки сухого тушения кокса (пыль УСТК). На рисунках 15 и 16 представлена зависимость содержания азота в металле после выпуска из ДСП №2 от расхода углеродсодержащего материала, вдуваемого через инжектора и углеродсодержащего материала (коксовая мелочь), отдаваемого в печь сверху через свод.

Рисунок 15 - Влияние расхода УСМ для вдувания на плавку в ДСП №2 на содержание азота

Видно, что с увеличением расхода данных материалов происходит рост содержания азота в стали. Увеличение содержания азота при увеличении расхода данных материалов, может быть вызвано двумя причинами: наличием азота в этих материалах и (или) избыточным их расходом (резким снижением окисленности шлака и повышению растворимости азота). Однако, в любом случае, необходимо обеспечить четкое соблюдение технологии выплавки (не допускать перерасхода углеродсодержащих материалов).



Рисунок 16 - Влияние расхода кокса, загружаемого через свод ДСП №2 на содержание азота

По сравнению с началом года произошло увеличение количества плавок с получением завышенного содержания азота в стали (таблица 6). Это вызвано несколькими причинами. Основная причина, это увеличение в сортаменте ЭСПЦ доли плавок с регламентированной массовой долей азота не более 0,010% с 2,10% в январе 2008 года до 3,6 и 18,3% в марте и апреле 2008 года, соответственно.

Таблица 6 - Плавки с завышенным содержанием азота в маркировочной пробе

Период	Всего плавок в ДСП №2, шт	в том числе с регламентированной массовой долей азота не более 0,010 %	плавки с высокой массовой долей азота
		шт	%	шт	%
Январь 2008	713	15	2,1	9	1,3
Февраль 2008	457	20	4,4	3	0,7
Март 2008	723	26	3,6	28	3,9
Апрель 2008	745	136	18,3	22	2,9

Для наведения шлака в процессе выплавки стали в ДСП №2 часть шлакообразующих материалов загружается в загрузочную бадью с металлошихтой, другая часть - отдается в печь по ходу плавки через свод [18]. В качестве шлакообразующих материалов загружаемых в бадью с металлоломом применяются известь и известняк с расходом от 2,0 до 5,0 т на плавку. В ДСП по ходу плавки (в зависимости от расхода шлакообразующих в завалку) загружается известь массой 1,0-4,0 т. Использование известняка в завалку с металлошихтой позволяет за более короткий срок образовать в печи защитный слой жидкоподвижного шлака, что благоприятно сказывается на процессе дефосфорации металла, защите от насыщения азотом и снижает потери тепла от зеркала металла. Поэтому по действующей технологии допускается в завалку вместо извести использовать известняк.

Для определения оптимального (с точки зрения продолжительности плавки, расхода электроэнергии, содержания азота и фосфора в стали) расхода шлакообразующих материалов в завалку с металлошихтой и в печь по ходу плавки был проведен анализ технологических параметров плавок выплавленных в ДСП №2 с различным расходом извести и известняка на плавку [20]. Результаты анализа приведены в таблице 7.

Оптимизация режима шлакообразования представляет наибольший интерес в части повышения стабильности получения заданного содержания азота. Как видно из таблицы 7, наиболее оптимальным вариантом технологии шлакообразования для получения стали с массовой долей азота не более 0,010 %, является следующий:

- в завалку - 2,0 т известняка;

- в ДСП (по ходу плавки) - 3,0-3,5 т извести.

На плавках выплавленных по данному варианту шлакообразования доля плавок с массовой долей азота не более 0,010 % составила:

- при использовании в завалке 2,0 т извести - 69 %;

- при использовании в завалке 2,0 т известняка - 78 %.

Расход в завалку, т	Кол-во плавок, шт	Расход извести в ДСП, кг	Содержание, %	Доля плавок с содержанием азота в маркир. пробе, %
Известь	Известняк			N марк	N ков	0,010 и менее	0,011 и более
0	0	23	3874	0,010	0,010	43	57
2	0	401	3035	0,009	0,008	78	22
3	0	461	2436	0,010	0,009	69	31
4	0	39	1290	0,010	н.д.	67	33
5	0	190	937	0,010	0,009	64	36
0	0	23	3874	0,010	0,010	43	57
0	2	54	3211	0,009	0,009	69	31
0	3	63	2599	0,010	0,009	60	40
0	5	14	1067	0,010	н.д.	71	29

Рассмотрим другую, не менее важную проблему - прирост содержания азота в стали по ходу разливки на МНЛЗ №1 и МНЛЗ №2. Основной причиной получения плавок с завышенным содержанием азота при использовании технического кислорода является прирост содержания азота при разливке на МНЛЗ из-за неудовлетворительной защиты металла от контакта с воздухом. Несмотря на то, что имеющаяся на МНЛЗ система защиты разливаемой стали должна обеспечивать прирост содержания азота не более 0,001%, на практике получен прирост содержания азота от 0 до 0,004%.

Наличие такого значительного прироста содержания азота на МНЛЗ зачастую приводит к получению беззаказной продукции. Для выявления факторов влияющих на величину прироста содержания азота во время разливки и выработки конкретных рекомендаций по снижению прироста азота в период 20.10-05.11.2008 была проведена под контролем ЦЛК разливка трех серий плавок [21].

На подконтрольных плавках производили дополнительный отбор проб металла из сталеразливочного ковша во время доводки металла на УКП и из промежуточного ковша во время разливки металла на МНЛЗ, а также производили контроль основных технологических параметров производства стали в ЭСПЦ.

При разливке стали на МНЛЗ-2 расход аргона на защитную трубу установили равным 4-5 м3/ч, также контролировали состояние поверхности металла в промежуточном ковше (накрытие металла ТИС без появления «красных» пятен). При отсутствии расходомера аргона на защитную трубу на МНЛЗ-1 расход аргона устанавливали визуально, до появления бурления металла в промежуточном ковше. Прирост содержания азота на МНЛЗ определяли как разницу между содержанием азота в последней пробе на УКП и маркировочной пробе металла. В таблицах 8-10 представлены данные о содержании в металле азота на проведенных плавках, а также величина прироста содержания азота в стали по ходу разливки.

Таблица 8 - Содержание азота в стали марки К60 по ходу производства стали в ЭСПЦ (МНЛЗ-2)

Номер плавки	Плавка в серии	Содержание азота в металле, %
		[N] первая ковшевая проба	[N] последняя ковшевая проба	[N] маркировочная проба	Прирост азота на МНЛЗ
Z86677	1		0,006	0,006	0
Z86678	2	0,006	0,007	0,007	0
Z86679	3	0,007	0,007	0,009	0,002
Z86680	4	0,006	0,006	0,008	0,002
Z86681	5	0,006	0,006	0,008	0,002

Таблица 9 - Содержание азота в стали марки 12Г2СБ по ходу производства стали в ЭСПЦ (МНЛЗ-2)

Номер плавки	Плавка в серии	Содержание азота в металле, %
		[N] последняя ковшевая проба	[N] маркировочная проба	Прирост азота на МНЛЗ
Z86767	1	0,006	0,006	0
Z86768	2	0,006	0,006	0
Z86769	3	0,007	0,008	0,001
Z86766	4	0,008	0,009	0,001
Z86770	5	0,006	0,007	0,001
Z86771	6	0,006	0,008	0,002

Таблица 10 - Содержание азота в стали марки 5сп по ходу производства стали в ЭСПЦ (МНЛЗ-2)

Номер плавки	Плавка в серии	Содержание азота в металле, %
		[N] последняя ковшевая проба	[N] маркировочная проба	Прирост азота на МНЛЗ
V82296	1	0,014	0,014	0
V82297	2	0,011	0,011	0
V82298	3	0,010	0,012	0,002
V82299	4	0,008	0,012	0,004

Из представленных данных видно, что основной прирост азота на плавках наблюдается при разливке металла на МНЛЗ и составляет от 0 до 0,004%. При обработке стали на УКП прирост содержания азота не превышает 0,001%. Следует отметить, что на первых двух плавках трех опытных серий прироста содержания азота в металле не происходит, на последующих плавках наблюдается прирост содержания азота от 0,001% до 0,004%. Отсутствие прироста содержания азота на первых двух плавках обусловлено тем, что место соединения защитной трубы и стакана-коллектора чистое (без брызг и остатков металла) и их соединение полностью герметично.

Было установлено, что при разливке плавок с приростом содержания азота наблюдается бурление металла в промежуточном ковше, что свидетельствует о затягивании аргона, а с ним и воздуха, в защитную трубу. Это происходит из-за негерметичного крепления защитной трубы к стакану-коллектору стальковша. После окончания разливки металла из сталеразливочного ковша производят снятие трубы и ее очистку кислородом от остатков металла. Неполная очистка трубы от остатков подмерзшего металла и (или) попадание брызг металла на «юбку» защитной трубы при обработке кислородом, приводит к невозможности установки защитной трубы на стакан-коллектор без образования зазоров. Это приводит к нарушению герметичности стыка трубы со стаканом-коллектором, затягиванию в защитную трубу аргона и воздуха и как следствие - повышение содержания азота в стали.

Для снижения разбрызгивания металла при очистке защитной трубы кислородом рекомендуется сначала очистку производить с минимальным расходом кислорода.

3.2 Предлагаемая технология

3.2.1 Общие требования к марке 08ГБФ-У

Чтобы наглядно показать все выше изложенные аспекты, рассмотрим производство марки 08ГБФ-У класса прочности К60 по ТУ 14-1-5521-2005г «прокат толстолистовой для электросварных труб класса прочности К52-К60 диаметром 530-1220 мм повышенной эксплуатационной надежности» с учетом выше изложенных выводов и рекомендаций.

Марка 08ГБФ-У-выбрана как наиболее перспективная и конкурентоспособная, требующая наиболее жестких условий внепечной обработки металла и использования дорогих ферросплавов. Химический состав указан в таблице 11 [22].

Таблица 11 - Химический состав марки 08ГБФ-У

Содержание, %
С	Si	Mn	V	Nb	Al	Ti	Не более
							Cu	Cr	Ni	S	P	N
0,08 0,10	0,16 0,35	1,0 1,1	0,05 0,06	0,02 0,08	0,02 0,05	0,01 0,035	0,20	0,20	0,20	0,002	0,012	0,009
Примечания 1 Сталь для листов должна быть раскислена алюминием с учетом его остаточной массовой доли в готовом прокате 0,02-0,05%, дополнительно модифицирована титаном и кальцием, массовая доля которых должна быть 0,01-0,035% и 0,001-0,005% соответственно. 2 В стали допускается остаточная массовая доля хрома, никеля и меди не более 0,3% каждого, при этом их суммарная массовая доля не должна превышать 0,6%.

Химический состав используемых ферросплавов приведен в таблице 12.

Таблица 12?Химический состав ферросплавов

Ферросплавы	Содержание, %
	C	Si	Mn	P	S	Al	др.
ФМн0,5	0,5	2,0	85	0,30	0,03	-	-
ФМн2,0	2,0	2,0	75	0,35	0,03	-	-
СМн17	1,7	17	65	0,1	-	-	-
ФС65	-	65	-	0,032	-	-	-
ФВд35C	1	3,5	-	0,2	0,1	-	V 35
ФН4	0,5	25	-	0,5	0,1	8	Nb 35
ФТи30А	0,25	5	-	0,04	0,04	8	Ti 30
СК25	1,0	70	-	0,02	0,05	1,5	Ca 25

В таблице 13 приведены значение усвоений элементов-раскислителей. Усвоение элементов, вводимыми кусковыми материалами и проволоками приняты равными реально существующим в условиях ОАО "Уральская Сталь" [23].

Таблица 13?Усвоение элементов

Элемент	Усвоение, %
	Кусковые материалы	Порошковая проволока
Mn	90	100
Si	85	100
Al	-	50
Ti	35	90
V	85	100
Nb	70	100
Ca	-	22

3.2.2 Технологическая схема производства стали

Для производства стали марки 08ГБФУ применим схему “ плавка в дуговой печи - внепечная обработка - непрерывная разливка “. Эта схема является наиболее оптимальной и высокопроизводительной, по сравнению с мартеновской и разливкой в изложницы.

Сталь марки 08ГБФУ выплавляется в электропечи с окислением, скачиванием шлака и раскислением металла во время выпуска в сталеразливочном ковше [18]. Вместе с раскислителями в ковш отдается навеска легирующих ферросплавов и шлакообразующих. После окончания выпуска, на установке «ковш-печь» металл подвергается продувке аргоном через донную пробку в течение не менее четырех [24], для усреднения металла по температуре и химическому составу по всему объему ковша. После окончания продувки производится отбор проб и замер температуры. Далее производится доводка металла до марочного состава, десульфурация и подогрев металла. После обработки на установке “ковш - печь” плавка подается на машину непрерывного литья заготовок с заданным химическим составом и температурой.

3.2.3 Выплавка стали в электропечи

Шихтовка печи производится ломом марки 3А и жидким чугуном, состав которых представлен в таблице 14.

Таблица 14 - Химический состав металлошихты

Материал	Содержание, %
	С	Si	Mn	Cr	Ni	Cu	P	S	Fe
3А	0,25	0,30	0,50	0,15	0,10	0,10	0,040	0,030	98.8
Жидкий чугун	4,0	1,0	0,8	-	-	-	0,05	0,02	94.1

В процессе выплавки в печи кремний окисляется на 100%, марганец на 50%, фосфор на 90%, сера на 50% [23].

В таблице 15 представлен элементарный состав шихты.

Таблица 15 - Элементарный состав шихты

Материал	Содержание элементов
	C	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu	Fe	всего
3А	%	0,25	0,30	0,50	0,04	0,03	0,15	0,10	0,10	98,8	100
	кг	162	195	325	26	19,5	97,5	65	65	64220	65000
Жидкий чугун	%	4,0	1,0	0,8	0,05	0,02	-	-	-	94,1	100
	кг	2200	550	440	27,2	11	-	-	-	51755	55000
Состав шихты	%	0,83	0,62	0,44	0,04	0,03	0,08	0,05	0,05	96,6	100
	кг	1002	745	765	53,2	30,5	97,5	65	65	115975	120000

Химический состав стали после расплавления указан в таблице 16.

Таблица 16 -Химический состав стали после расплавления

Материал	Содержание элементов
	C	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu	Fe	всего
Масса стали после расплавления	кг	1002	745	765	53,2	30,5	97,5	65	65	115975	120000
Угар	кг	-	223,5	137,7	13,3	1,52	4,48	1,95	1,95	3479,25	3864,05
Состав стали после расплавления	%	0,83	0,45	0,54	0,034	0,025	0,08	0,08	0,08	96,8	100
	кг	1002	521,5	627,3	39,9	28,98	92,62	63	63	112495,75	116,135,95

Для получения заданного химического анализа производим продувку металла кислородом. В процессе выплавки для вспенивания шлака производим вдувание кокса в количестве 850 кг на плавку. Шлак удаляется из печи самотеком. Принимаем, что после отбора пробы, содержание углерода в металле составляет 0,05%.

Окисление элементов происходит по следующим реакциям:

;

;

;

;

;

;

;

;

.

В таблице 17 приведен состав стали в конце окислительного периода.

Таблица 17- Состав стали в конце окислительного периода

Баланс	Содержание, %
	С	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu	Fe	всего
Окисляется	%	94	100	70	90	50	30	10	10	2	6
	кг	941,88	521,5	439,11	35,91	14,49	27,79	6,3	6,3	2249,9	4243,18
Остается в металле	%	6	0	30	100	50	70	90	90	98	94
	кг	60,12	0	188,19	3,99	14,49	64,83	56,7	56,7	112245,85	112630,75
Состав металла	%	0,049	0	0,17	0,005	0,018	0,08	0,08	0,08	99,51	100

По данным таблицы 17, определяем массу окислов, переходящих из металла в шлак во время плавления и окислительного периода:

кг;

кг.

85% железа окисляется до , и улетучивается в виде пыли, а 15% окисляется до и переходит в шлак:

кг;

кг;

кг;

кг.

Расход футеровки составляет 1-2 кг на тонну стали.

В таблице 18 показан состав шлака в конце окислительного периода.

Таблица 18 - Состав шлака в конце окислительного периода

Источник оксидов	Содержание, %
	CaO	MgO	SiO2	Al2O3	FeO	MnO	P2O5	Cr2O3	итого
Металл.кг	-	-	1117,5	119	433,74	566,85	164,49	81,23	2482,81
Известь.кг	4600	165	125	46	-	-	4,6	-	4940,6
Футеровка.кг	-	173,8	-	-	-	-	-	-	157,5
Всего	кг	4600	338,8	1242,5	165	433,74	566,85	169,09	81,23	7423,41
	%	42,9	5,5	19,7	3,2	9,8	10,5	2,2	1,1	100

Основность шлака составляет CaO/SiO2=42,9/19,7=2,1. Такая основность и высокая окисленность шлака препятствуют насыщению металла азотом.

Расход кислорода на окисление примесей составит:

Сшихты : 941,88•32/12=2511,68 кг;

Скокса : 850•32/12=2266,67 кг;

Si: 521,5•32/28=596 кг;

Mn: 439,11•16/55=127,74 кг;

S: 14,49•32/32=14,49 кг;

P: 35,91•32/124=9,27 кг;

Fe: 2249,9•32/136=529,39 кг.

Общий расход кислорода составит 6055,24 кг.

Состав технического кислорода 99,5% кислорода и 0,5% азота. Расход технического кислорода составит 6055,24•0,95=5752,48 кг.

В таблице 19 представлен материальный баланс плавки.

Таблица 19 - Материальный баланс плавки

Задано	Получено
Наименование	кг	Наименование	кг
Лом 3А Жидкий чугун Известь Футеровка	65000 55000 5000 158	Металл Шлак Пыль Газы	112630 7423 3864 77420
Технический кислород	5752
Кокс	850
Итого	129861	Итого	129438

Рассчитаем количество легирующих, раскислителей для отдачи в ковш на выпуске по формуле:

Х = ((Е гот ? Е ост) • Т • 1000) / В• С , (9)

где Х - требуемое количество ферросплавов, кг;

Е гот - содержание элемента в готовой стали, %;

Е ост.- остаточное содержание элемента в металле перед раскислением, %;

Т - масса плавки, тонн;

В - содержание элемента в ферросплаве, %;

С - коэффициент усвоения элемента, вводимого в металл, %.

Рассчитаем необходимое количество кремния:

FeSi = (0,14•113•1000)/0,65•67=385 кг.

Рассчитаем необходимое количество марганца металлического:

Mn(мет)=((1,0-0,17)•113•1000)/0,90•85=1300 кг.

Рассчитаем необходимое количество феррованадия:

FeV=((0,05•113•1000)/0,85•53=130 кг.

Рассчитаем необходимое количество никеля листового:

Niлист.=((0,20-0,07) 113•1000)/0,95•100=165 кг.

Общая масса ферросплавов:

кг.

Масса металла после выпуска составит:

112630+1980=114610 кг.

Выпуск плавки осуществляется в сталь ковш при температуре футеровки не менее 900 ?С, оборудованный донной пробкой, очищенный от скрапа и шлака. В процессе выпуска в ковш присаживаются шлакообразующие - известь и плавиковый шпат. Навеску ферросплавов вводить в ковш после выпуска 50-70 т. металла. Температура металла на выпуске 1610-1640 ?С.

3.2.4 Внепечная обработка

После выпуска плавки и отданной навески ферросплавов производят усреднительную продувку металла на УКП аргоном в течение 4 минут, после чего производят отбор пробы металла и шлака. Принимаемый химический состав стали перед обработкой, приведен в таблице 20.

Таблица 20 - Химический состав стали перед обработкой

Содержание, %
С	Si	Mn	V	Nb	Al	Ti	Cu	Cr	Ni	S	P	N
0,049	0,14	0,7	0,05	-	0,005	-	0,11	0,06	0,20	0,008	0,003	0,007

Обработка стали на УКП представлена в таблице 21 [26].

Таблица 21 - Обработка на УКП

Параметры	Требования	Обработка на УКП
Толщина слоя шлака	Не более 50мм.	Ввод в ковш последовательно плавикового шпата и не менее 1200кг извести. После получения жидкоподвижного шлака ввод алюминиевой проволоки ( на 0,040% алюминия), карбида кремния и (или) карбида кальция. Раскисление производить до получения белого шлака. После раскисление произвести доводку металла по химическому составу на нижнемарочное значение. Через 5 мин. после ввода последней порции ферросплавов отобрать пробу металла и по результатам хим.анализа произвести окончательную корректировку химического состава. В конце обработки произвести замер окисленности, ввести алюминиевую и силикокальцевую проволоку
Свободный борт	Не менее 400мм.
Химический состав стали после выпуска	Не должен превышать нижнемарочный предел. Содержание углерода должно быть меньше нижнемарочного предела не менее чем на 0,02%
Шлакообразующие материалы	Известь с массовой долей СаО не менее 85%. Шпат с массовой долей CaF2 не менее 70%
Готовая сталь	Химический состав стали и величина углеродного эквивалента должны соответствовать требованиям НТД.

Согласно таблице 21 в первой порции навески отдаем в ковш последовательно плавиковый шпат в количестве 500 кг, известь в количестве 1200 кг, карбид кальция в количестве 100 кг, алюминиевую проволоку с расчетом содержания массовой доли 0,040%.

Расчет необходимого количества алюминиевой проволоки для предварительного раскисления:

Alпров.=((0,040-0,005)?115?1000/0,50?100=77 кг.

Во второй порции ферросплавов рассчитаем необходимое количество феррокремния, силикомарганца:

FeSi=((0,20-0,14)•115•1000)/67•0,75=130 кг;

%(Si)=(67•0,75•130)/115•1000=0,06%.

Рассчитаем необходимое количество силикомарганца с учетом получения марганца в стали на нижнемарочное значение:

Mn=((1,0-0,7)•115•1000)/72•0,90=509 кг.

Силикомарганец будем вводить в металл в два приема, первая порция будет составлять 350кг, что внесет массовую долю марганца и кремния в количестве:

%(Mn)=(72•0,90•350)/115•1000=0,21%;

%(Si)=(17•75•350)/115•1000=0,04%.

Во второй порции присадки в ковш необходимо ввести для дополнительного раскисления шлака известь в количестве 400 кг, плавиковый шпат в количестве 100 кг, карбид кальция в количестве 20-30 кг.

Через пять минут после отдачи второй порции навески ферросплавов и раскислителей необходимо отобрать вторую пробу металла. Химический состав металла с учетом всех введеных ферросплавов приведен в таблице 22.

Таблица 22 - Химический состав стали

Содержание, %
С	Si	Mn	V	Nb	Al	Ti	Cu	Cr	Ni	S	P	N
0,08	0,24	0,91	0,05	-	0,023	-	0,11	0,06	0,23	0,005	0,006	0,007

Для доводки до заданного химического анализа необходимо ввести силикомарганец, ниобий, алюминий, титан. Титан, а также проволока с силикокальциевым наполнителем будет применяться в качестве модификатора стали. Алюминий будет отдан после получения пробы химического состава стали и шлака, а также по результатам измерения замера окисленности металла и температуры стали.

Легирование ниобием будем производить путем ввода ниобийсодержащей проволоки.

Рассчитаем необходимое количество силикомарганца:

m(SiMn)=((1,0-0,91)•115•100)/72•0,90=153 кг.

В результате ввода 150 кг силикокальция кремния будет внесено:

%(Si)=(17•0,75•150)/115•1000=0,017%.

Рассчитаем необходимую навеску ниобий содержащей проволоки:

m пров = ( 0,02•115•1000) / 50•0,84 = 53 кг.

Рассчитаем необходимую навеску титана:

m(Ti)=(0,011•115•1000)/0,32•40=95 кг.

После отдачи последней порции ферросплавов отбирают пробу металла и шлака. В таблицах 23 и 24 представлен химический анализ полученного металла и шлака соответственно.

Таблица 23 - Химический состав стали после обработки

Содержание, %
С	Si	Mn	V	Nb	Al	Ti	Не более
							Cu	Cr	Ni	S	P	N
0,08	0,26	1,1	0,05	0,02	0,023	0,01	0,11	0,06	0,23	0,005	0,007	0,007

Таблица 24 - Состав шлака после обработки

Содержание, %
СаО	SiO2	FeO	MnO
52,6	23,5	0,61	<2,0

Завершение обработки в сталеразливочном ковше представлено в таблице 25.

Таблица 25 - Завершение обработки стали марки 08ГБФ-У

1) Перед окончательной корректировкой массовой доли алюминия в стали произвести замер активности кислорода в стали.
2) Замер активности кислорода производить при отключенной продувке металла аргоном. После проведения замера возобновить продувку металла.
3) Температура металла за 10-15 мин до конца обработки (перед вводом алюминия) должна быть на 10-15 ?С выше заданной температуры разливки стали.
4) По результатам измерения активности кислорода и температуры стали произвести ввод алюминиевой проволоки.
5) Расчет массы, вводимой алюминиевой проволоки, для стали с массовой долей алюминия в Маркировочной пробе не менее 0,020%, производить на 0,010% выше нижнемарочного значения, с учетом остаточного содержания алюминия в стали и степени усвоения алюминия в зависимости от активности кислорода: m(Alпров)=((0,04-0,023) ?110?1000)/ 0,50?100=40 кг
Активность кислорода	до 5 ppm	5-10 ppm	более 10 ppm
Усвоение алюминия	70%	65%	60%
6) Продолжительность продувки металла от момента ввода алюминиевой проволоки до ввода силикокальциевой проволоки должна составлять 3-5 минут.
7) Количество вводимой в металл силикокальциевой проволоки при содержании алюминия более 0,020% соответствует количеству в размере 150 м.
8) После ввода силикокальциевой проволоки произвести "промывочную" продувку металла аргоном в течение 2-12 мин без оголения поверхности металла (рекомендуемая продолжительность продувки - 5-7 мин).
9) Нагрев металла во время и после ввода силикокальциевой проволоки не производить.
10) Произвести отдачу 300-500 кг извести на шлак, накрыть ковш крышкой и передать на разливку.

Используя установку ковш-печь, получили сталь марки К60(08ГБФУ).

3.2.5 Разливка

Разливку производим на слябовой МНЛЗ, сечение кристаллизатора 190?1200мм. Из сталеразливочного ковша в промежуточный металл подается через огнеупорную трубу, верх которой стыкуется с шиберным затвором сталеразливочного ковша, а низ погружен в металл в промежуточном ковше. С целью предотвращения подсоса воздуха в трубу подают аргон. В промежуточном ковше металл изолируют от атмосферы, засыпая на его поверхность защитную шлакообразующую смесь. Изоляцию струи подаваемого в кристаллизатор металла обеспечиваем с помощью погружных стаканов [27].

Выводы

Для обеспечения массовой доли азота в стали 0,008% и менее, необходимо:

1) производить продувку металла техническим кислородом с расходом не более 5500 м3/плавку;

2) общая масса металлошихты не должна превышать 125-128 т;

3) ограничить массу лома типа ШЭЛ и обрези ЛПЦ до уровня не более 10 т, за счет увеличения массы лома типа (3А и ШЭ);

4) расход жидкого чугуна на плавку должен составлять 55-65 т;

5) в завалку вводить 2 т известняка;

6) расход углеродсодержащего материала для вспенивания шлака должен составлять:

- для вдувания через инжектора - не более 1200 кг;

- для присадки сверху (через свод) - не более 400 кг.

7) температура металла перед выпуском должна составлять 1610-1640 ?С;

8) качественная установка защитной трубы, подача аргона и очистка посадочного места трубы от настылей, брызг металла перед ее установкой. При невозможности полной очистки места стыка проводить замену защитной трубы;

9) накрытие поверхности металла теплоизоляционной смесью без появления «горячих» пятен на поверхности металла.

4 Организация и экономика производства

4.1 Структура управления электросталеплавильного цеха

Под структурой управления понимается совокупность элементов, обеспечивающих их функционирование и развитие. Элементами структуры являются службы, отдельные работники, а отношения между ними поддерживаются благодаря связям, которые принято подразделять на горизонтальные и вертикальные.

Горизонтальные связи носят характер согласования и являются, как правило одноуровневыми. Вертикальные связи - это связи подчинения, и необходимость в них возникает при иерархичности управления, т.е. при наличии нескольких уровней подчиненности.

Линейные связи отражают движение управленческих решений и информации между так называемыми линейными руководителями.

Основу линейно-функциональных структур составляет так называемый «шахтный» принцип построения и специализация управленческого процесса по функциональным системам организации. В каждой подсистеме формируется иерархия служб, пронизывающая всю организацию сверху донизу. Результаты работы каждой службы аппарата управления оцениваются показателями, характеризующими выполнением своих целей и задач.

Многолетний опыт использования линейно-функциональных структур управления показал, что они наиболее эффективны там, где аппарат управления выполняет рутинные, часто повторяющиеся и редко меняющиеся задачи и функции. Их достоинства проявляются в управлении организациями с массовым и крупносерийным типом производства. Графически структура управления электросталеплавильного цеха представлена на рисунке 17.

Рисунок 17 - Структура управления электросталеплавильного цеха

4.2 Режим работы цеха и баланс рабочего времени

При непрерывном производстве работа осуществляется четырьмя сменными бригадами по 12 часов. Баланс рабочего времени одного рабочего приведен в таблице 26.

Таблица 26 - Баланс рабочего времени одного рабочего

Элементы баланса	Режим работы
	Непрерывный четырехбригадный график	Пятидневная рабочая неделя
Календарное время, дн.	365	365
Выходные дни	91	104
Праздничные дни	-	10
Номинальное время, дн.	274	251
Невыходы, дн.
отпуск	24	20
выполнение государственных обязанностей	2	2
по болезни	4	3
Всего невыходов, дн.	30	25
Фактическое время, дн.	244	226
Коэффициент списочности	1,123	1,111
Количество невыходов по отношению к фактическому времени, %
очередной отпуск и выполнениее государственных обязанностей	10,66	9,73
по болезни	1,64	1,33

4.3 Штатное расписание

В дипломном проекте списочная численность рабочих остаётся неизменной. Доля заработной платы производственных рабочих цеха в общем фонде оплаты труда составляет 60%.

Численность инженерно-технического персонала также как производственных рабочих остается неизменной и соответствует штату электросталеплавильного цеха ОАО «Уральская Сталь».

Штатное расписание и численность рабочих цеха приведено в таблице 27.

Таблица 27 - Штатное расписание ЭСПЦ

Профессия	Разряд	По бригадам	Резерв	Всего
		1	2	3	4
1	2	3	4	5	6	7	8
Участок 1.Общецеховой персонал
Водитель автомобиля	4	1					1
Грузчик - экспедитор	4	1					1
Исполнитель художественного оформления	4	1					1
Кладовщик	3	1					1
Оператор пульта управления	5	1	1	1	1		4
Рабочий производственных бань	1	2	2	2	2		8
Слесарь - сантехник	4	1					1
Уборщик производственных помещений	2	1					1
Уборщик служебных помещений	1	5					5
Итого по участку - 24
Участок 10. Шихтовый двор
Подучасток 2. Подготовка ферросплавов
Бригадир шихтового двора	5	2	2	1	1		6
Дробильщик	3	1	1	1	1		4
Машинист крана	3	1					1
Машинист крана	3	1	1	1	1		4
Машинист мельниц	4	1	1	1			3
Машинист мельниц	4	1	1	1	1	1	5
Приёмщик сырья, полуфабрикатов	2	1					1
Сушильщик	2	1	1	1	1		4
Шихтовщик	3	1	1	1	1		4
Слесарь - ремонтник	4	1	1	1	1		4
Подучасток 5. Скрапоразделочный
Бригадир шихтового двора	5		2	2			4
Газорезчик	1	1	1	1	1		4
Машинист крана	4	4	4	4	4		16
Слесарь - ремонтник	4	1	1	1	1		4
Приёмщик сырья	2	1	1	1	1		4
Резчик холодного металла	4	2	2	2	2		8
Шихтовщик	3	3	2	2	1		8
Итого по участку - 110
Участок 11. Печной
Варщик жидкого стекла	3	1	1	1	1		4
Машинист завалочной машины	6	2	2	2	2		6
Машинист крана	5	2	2	2	2	1	9
Подручный сталевара (первый)	6	2	2	2	2		8
Подручный сталевара (второй)	5	3	3	3	3		12
Подручный сталевара (третий)	4	4	4	4	3		15
Пультовщик электросталеплавильной печи	3			2	2	1	9
Сталевар электросталеплавильной печи	7	2	2	2	2		8
Итого по участку - 72
Участок 12. Внепечная обработка стали
Подручный сталевара (первый)	5	2	3	2	2		9
Подручный сталевара (первый)	6	3	2	2	2		9
Подручный сталевара (второй)	5	2	3	2	2		9
Сталевар	6	2	2	2	2		8
Сталевар	7	2	2	2	2		8
Итого по участку - 52
Участок 14. МНЛЗ
Машинист крана	5	1	2	1	1	1	6
Машинист крана	3	1	1	1	1	1	5
Наборщик стопоров	4	1	1	1	1	1	5
Оператор МНЛЗ	6	4	4	4	4		16
Оператор МНЛЗ	5	2	2	3	2		9
Оператор МНЛЗ	4	2	3	2	2		9
Оператор систем гидравлики и охлаждения	4	2	2	2	2		8
Оператор систем гидравлики и охлаждения	4	2	2	2	2		8
Итого по участку - 72
Участок 15. Пролет термической обработки и зачистки заготовок
Бригадир по перемещению продукции	2	3	4	5	6	7	8
Клеймовщик горячего металла	4	1	1	1	1		4
Машинист крана

Страница:

•  1 
•  2 
•  3 

дипломная работа "Разработка технологии выплавки низко- и среднелегированных сталей с пониженным содержанием азота" скачать

Подобные документы

• Разработка технологии выплавки и разливки стали марки 08ПС

  Физико-химические расчет по равновесию C-O, C-FeO. Растворимость азота и водорода в металле по стадиям технологического процесса. Расчет степени дефосфорации и десульфурации стали. Оценка себестоимости жидкой стали и точки безубыточности ее производства.
  
  презентация [144,4 K], добавлен 24.03.2019
  

• Технология выплавки углеродистых марок стали на болоте в ДСП-100И7в условиях ЭСПЦ-6 ОАО "ЧМК"

  Технология выплавки углеродистых марок стали на "болоте" в ДСП-100И7. Материалы, применяемые при выплавке стали. Роль мастера в организации производства. Расчет калькуляции себестоимости выплавки 1 т стали. Экономическая эффективность работы цеха.
  
  курсовая работа [638,9 K], добавлен 24.10.2012
  

• Производство стали

  Особенности технологии выплавки стали. Разработка способов получения стали из чугуна. Кислородно-конвертерный процесс выплавки стали. Технологические операции кислородно-конверторной плавки. Производство стали в мартеновских и электрических печах.
  
  лекция [605,2 K], добавлен 06.12.2008
  

• Разработка технологии выплавки стали 35ХМЛ

  Механические свойства легированной конструкционной стали 35ХМЛ. Подбор шихты и определение среднего состава стали для расчета содержания основных компонентов. Описание технологии выплавки стали в кислой и основной электродуговых печах с окислением.
  
  курсовая работа [1,1 M], добавлен 08.11.2013
  

• Разработка технологии выплавки стали ШХ15 в открытой дуговой печи

  Описание электропечи и установки внепечной обработки. Определение производительности участка. Изучение технологии выплавки и разливки шарикоподшипниковой стали. Подготовка печи к плавке. Расчет металлошихты, расхода ферросплавов для легирования стали.
  
  курсовая работа [760,3 K], добавлен 21.03.2013
  

• Перспективные методы производства стали

  Классификация и маркировка стали. Характеристика способов производства стали. Основы технологии выплавки стали в мартеновских, дуговых и индукционных печах. Универсальный агрегат "Conarc". Отечественные агрегаты ковш-печь для внепечной обработки стали.
  
  курсовая работа [2,1 M], добавлен 11.08.2012
  

• Усовершенствование технологии разливки трансформаторной стали по кислородно-конвертерному цеху ОАО "ММК"

  Анализ мирового опыта производства трансформаторной стали. Технология выплавки трансформаторной стали в кислородных конвертерах. Ковшевая обработка трансформаторной стали. Конструкция и оборудование МНЛЗ. Непрерывная разливка трансформаторной стали.
  
  дипломная работа [5,6 M], добавлен 31.05.2010
  

• Процесс выплавки стали

  Электрические печи, применяемые для выплавки стали, их строение и принцип действия. Понятие дислокаций в кристаллических веществах, оценка влияния их количества на механические свойства металлов, способы увеличения. Азотирование стали, преимущества.
  
  контрольная работа [26,8 K], добавлен 06.09.2014
  

• Технологический процесс электродуговой плавки

  Исследование особенностей сварки и термообработки стали. Технология выплавки стали в дуговых сталеплавильных печах. Анализ порядка легирования сталей. Применение синтетического шлака и порошкообразных материалов. Расчёт ферросплавов для легирования стали.
  
  курсовая работа [201,2 K], добавлен 16.11.2014
  

• Разработка технологии выплавки, внепечной обработки и разливки заданной марки стали

  Характеристика заданной марки стали и выбор сталеплавильного агрегата. Выплавка стали в кислородном конвертере. Материальный и тепловой баланс конвертерной операции. Внепечная обработка стали. Расчет раскисления и дегазации стали при вакуумной обработке.
  
  учебное пособие [536,2 K], добавлен 01.11.2012
  

Другие документы, подобные "Разработка технологии выплавки низко- и среднелегированных сталей с пониженным содержанием азота"

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам