Литейное производство является одной из основных отраслей современного машиностроения. Значение литейного производства в народном хозяйстве чрезвычайно велико: почти все машины и приборы имеют литые детали
– 60х80 см. Подкрановые балки применяют для кранов Q > 20 т при шаге колонн 12 м –
жүктеу/скачать 1,91 Mb.
|
1 2
Байланысты:Диплом
| – 60х80 см. Подкрановые балки применяют для кранов Q > 20 т при шаге колонн 12 м – металлические.
Покрытие здания зависит от объемно-планировочного решения и применяемого материала. Для строительства проектируемого отделения применяем сборные железобетонные и металлические балки и фермы. Для литейных цехов, имеющих большое число вентиляционных коммуникаций, к которым относится и проектируемый цех, рекомендуются безраскосные фермы. Фермы устанавливают на колонны и на подстропильные фермы. Подстропильная ферма поддерживает стропильную, и опирается на колонны средних рядов, расположенные через 12 м. Стены здания цеха подразделяются на несущие, самонесущие, фахверковые. Несущие стены, воспринимающие нагрузку от перекрытия, выполняют из кирпича. Самонесущие стены несут функцию ограждающей конструкции и воспринимают нагрузки от силы тяжести, гибко связаны с каркасом здания. Фахверковые стены, применяемые для ограждения торцов пролетов, не воспринимают никаких нагрузок, сила тяжести передается на каркас, к которому эти стены крепятся. Для обеспечения устойчивости кирпичные стены усиливают пилястрами, в каркасных зданиях устанавливают дополнительные стойки фахверка на самостоятельных фундаментах. В качестве стенового материала в проектируемом плавильном отделении используются керамзитобетонные панели. Фундамент, колонны, стены и перекрытия образуют несущий остов здания, воспринимающий на себя все нагрузки. Все здание опирается на основание – слой грунта, прочностью 2,0-2,5 кг/см2. Кровельное покрытие зависит от типа покрытия здания, климатических условий местности и внутреннего режима помещения. Кровля для плавильного отделения проектируется фонарной. В каркасных зданиях по сборным железобетонным фермам укладывают стальной штампованный настил. Наиболее употребительны многослойные рулонные кровли из водостойких материалов, которые укладывают по битумной мастике на слой утеплителя. Так как здание отделения имеет много пролетов, необходимо устроить внутренний отвод воды через воронки в кровле и стояки в ливневую канализацию. Тип фонарей производственных зданий назначают в соответствии с технологическими и санитарно-гигиеническими требованиями и климатическими условиями района строительства. Устраиваемые на кровле производственных зданий фонари подразделяют на световые, аэрационные и светоаэрационные, по расположению относительно пролетов - на ленточные и точечные. Для проектируемого здания с большими тепловыделениями применяются двусторонние светоаэрационные фонари с вертикальным остеклением. Расстояние от торцов фонарей до наружных стен здания или до стен в местах перепадов высот здания принимают равным шагу стропильных конструкций (6 или 12 м) [1] c. 257. Одним из важных элементов здания являются полы. Конструкции полов состоят из покрытия, прослойки, стяжки и основания. В литейных цехах полы должны обладать высокой прочностью и стойкостью к износу и воздействию агрессивных средств. В зависимости от вида производства нагрузки на полы колеблются от 0,5 до 5-10 т/м2 и более, поэтому высокие требования предъявляются не только к устройству особо прочных покрытий, но и их подготовке (прослойки и стяжки). Участки полов, подвергающиеся значительным механическим воздействиям, облицовываем стальными штампованными перфорированными плитами толщиной 1,5 мм. Рассчитаем площадь занимаемого отделения по формуле: S = L * B, (7) где L – длина отделения, м; B – ширина отделения, м. S = 84 * 48,25 = 4053 м2. Схема расположения оборудования показана на рисунке 1. 1 - Печь дуговая сталеплавильная емкостью 25 т; 2 - Стенд для подогрева шихты; 3 - Стенд для сушки и подогрева ковшей; 4 - Контейнер для легирующих добавок; 5 - Сушило для стопоров; 6 - Станок для наращивания электродов; 7 - Бегуны размалывающие и смешивающие для футеровочной массы; 8 - Стенд для набора сводов; 9 - Весы для легирующих добавок; 10 - Тележка для передачи шихты; 11 - Печь для отжига руды и ферросплавов; 12 - Весы для корзин с шихтой; 13 - Кран мостовой электрический, Q = 20/5 т. Рисунок 1 – Схема расположения оборудования 2 Специальная часть Разработка технологического процесса выплавки стали 2.1 Шихтовые материалы Исходными материалами электросталеплавильного производства являются металлический лом, чугун, шлакообразующие флюсы, окислители, науглероживатели (карбюризаторы), раскислители и легирующие материалы. Кроме металлического лома (углеродного), иногда используют шихтовую заготовку, специально выплавляемую, и мягкое железо, а также продукты прямого восстановления железа: губчатое и ковкое железо, металлизированные окатыши. Расход металлического лома в электропечах колеблется в пределах 0,7-1,2 т на 1 т готовой стали в зависимости от его качества и выплавляемой стали, расхода чугуна и степени использования заменителей лома (губчатого железа и т. п.). Металлургические заводы получают металлический лом из двух источников: лом, заготовленный на стороне, и лом в виде брака и отходов своего производства. Лом и отходы черных легированных металлов согласно ГОСТ 2786-85 подразделяют на две категории (нелегированные и легированные) и на три класса по степени чистоты, насыпной массе и засоренности. В зависимости от химического состава нелегированные отходы подразделяют на 9 групп, легированные – на 82 группы. Группы лома необходимо хранить в отдельных закромах, не допуская их смешения и загрязнения, поскольку это может привести к потере легирующих элементов и браку. Лом для плавки в электропечах должен быть по возможности чистым, без ржавчины, песка и без примесей цветных металлов. Содержание серы и фосфора в металлическом ломе должно быть минимальным (не выше 0,04-0,05 % каждого элемента отдельно). Металлический лом для выплавки стали в кислой электропечи без окисления должен содержать фосфора не выше верхней границы допустимого содержания его в готовой стали. По габаритам различают мелкий, средний и крупный лом. Количество мелкого лома (прокатную обрезь, мелкие бракованные детали и т. д.) в шихте не должна превышать 20-30 %. Количество крупного лома (бракованных слитков, недоливков и т. д.) для обеспечения необходимой плотности завалки не превышает 40 %. При выплавке нержавеющих, конструкционных и реже инструментальных сталей методом переплавки, особенно при отсутствии кислорода, металлический лом частично заменяют шихтовой болванкой из мягкого железа с содержанием не более 0,10 % С; 0,4 % Мn и не более 0,025 % Р и 0,025 % S; такое железо выплавляют в мартеновских или в электросталеплавильных печах и разливают в изложницы. Слитки прокатывают на обжимных станах и заготовки разрезают на куски, пригодные для загрузки в электропечь. Расход чугуна в кислой дуговой электропечи обычно не превышает 10- 20 % от общей массы металлошихты. Это связано с тем, что окисление примесей чугуна (Si, Мn и др.) сопровождается образованием большого количества шлака, затрудняя нормальное ведение процесса. Недостающее количество углерода для получения необходимого содержания его в металле после расплавления вводят науглероживатели (карбюризаторы). В завалке обычно применяют передельный чугун, содержащий 3,8-4,2 % С; до 1,25 % Si; до 1,75 % Мn; не более 0,20 % P и 0,05 % S. Для корректировки химического состава металла по содержанию углерода необходимо использовать высококачественный передельный чугун марок ПВК-1, ПВК-3, который отличается низким содержанием серы и фосфора (не более 0,025 %). Иногда для корректировки состава металла применяют специально выплавленный, чистый по содержанию примесей, в том числе по S и Р, синтетический чугун. Для науглероживания металла применяют электродный бой и кокс, а для раскисления шлака в печи – молотый кокс и древесный уголь, реже нефтяной или пековый кокс. Электродный бой содержит мало серы, имеет относительно большую плотность и хорошо усваивается металлом. Древесный уголь целесообразно применять для раскисления шлака при выплавке низкоуглеродистой стали, поскольку он плавает в шлаке, не науглероживая металл. В кислых электропечах для наведения шлака необходимого состава и консистенции применяют кварцевый песок, шамотный бой и известь. Обычно известняк содержит 52-54 % СаО и не более 4,0 % MgO и 1,0 % SiО2. Известняк применяют в кислых электропечах. Как правило, используют свежеобоженную известь с размером кусков не менее 10 мм. Использование пылевидной извести затрудняет наведение нормального шлака. Состав извести, кроме серы, практически определяется составом известняка. Сера может поступать из топлива, особенно если для обжига известняка применяют кокс. В связи с этим известь, полученная на донецком коксе, содержит до 0,2-0,25 % S. Лучшая известь получается при обжиге известняка на газе в трубчатых печах. Она содержит более 92 % СаО и минимальное количество серы. Весьма важна температура обжига, так при 900-1000 °С известь получается пористой, рыхлой и быстро поглощая влагу из воздуха, рассыпается в порошок (пушонка); известь, полученная при 1200-1300 °С, плотнее и меньше впитывает влагу. Перевозить известь от обжиговых печей в электросталеплавильный цех следует в контейнерах, а хранить ее разрешается только в закрытых складах или бункерах в течение двух суток. При длительном хранении обожженная известь «гасится» в связи с протеканием реакции: CaO + H2O = Ca(OH)2 Влага, внесенная из воздуха в электропечь известью, обогащает металл водородом. Для наведения достаточно жидкоподвижного высокоизвесткового шлака используют боксит и плавиковый шпат. Для электросталеплавильного производства необходимо применять бокситы, содержащие не менее 50 % Al2O3, с отношением Al2O3 : SiO2 не менее 12. Перед загрузкой в печь боксит необходимо просушивать, а иногда и прожаривать, поскольку он содержит до 20-30 % влаги. Большой расход боксита, необходим для разжижения высокоизвесткового шлака, увеличивая общее количество шлака, при этом, затрудняя ведение процесса. Поэтому чаще для разжижения шлака в электропечах используют плавиковый шпат, хотя он реже встречается в природе и его стоимость значительно выше. Основная составляющая плавикового шпата – фтористый кальций (CaF2), содержание которого колеблется от 92 % и более в первом сорте, до 52 % в пятом сорте. В электросталеплавильном производстве желательно применять плавиковый шпат, который содержит не менее 85 % CaF2 и только в исключительных случаях допускается использование шпата, который содержит до 75 % CaF2. Для разжижения шлака иногда применяют бой шамотного кирпича, который содержит 30-35 % Al2O3. Кварцевый песок (>95 % SiO2) преимущественно применяют в кислых электропечах. Окислители, используемые в электросталеплавильных печах, должны отличаться большой плотностью, высоким содержанием оксидов железа при низком содержании кремнезема, присутствие которого приводит к образованию большого количества шлака, а также низким содержанием серы и фосфора. Таким требованиям отвечает кусковая мартеновская руда (магнитный железняк) величиной 40-150 мм, который содержит примерно 75 % F2O3, 15 % FеO, не больше 6-8 % SiO2, 0,05 % S и 0,2 % Р. В связи с дефицитом высококачественной мартеновской руды как заменителя, применяют доменный железняк с содержанием примерно 80 % F2O3 и до 15 % SiO2, а также агломерат, окатыши и т.п. Для раскисления и легирования стали используют различные элементы, чаще всего в виде сплавов с железом (ферросплавы) и реже в чистом виде. К раскислителям и легирующим элементам предъявляют следующие требования: – с целью снижения затрат тепла на расплавление добавок сплав должен иметь высокое содержание ведущего элемента; – легирующие элементы должны содержать минимальное количество вредных примесей (серы, фосфора, олова, мышьяка и т. д.) и шлаковых включений; – легирующие элементы должны содержать минимальное количество газов; – для уменьшения потерь легирующих элементов содержание мелких кусков размером менее 10 мм нежелательно, за исключением применения их для раскисления шлака, когда раскислители специально размалывают в порошок. Предъявляется также ряд требований с учетом физико-химических процессов, протекающих при раскислении и легировании. 2.2 Подготовка шихтовых материалов Влага шихтовых материалов может увеличить содержание водорода в готовой стали, а также вызвать энергичное вспенивания и выброс металла и шлака из печи. Поэтому материалы перед присадкой в печи необходимо прокаливать (руда, плавиковый шпат) или сушить (кокс, древесный уголь и т. д.); известь необходимо использовать только свежеобоженную. Для прокаливания материалов в электросталеплавильных цехах устанавливают печи с мазутным или газовым отоплением. Материалы в печь загружают в мульдах, а для лучшего прогревания в плоских коробках, на которых материал рассыпается слоем не более 200 мм. Мульды и коробки для лучшего удаления влаги имеют большое число отверстий. Прокалка материалов продолжается не менее двух часов при температуре 500-900 °С. Руду и боксит лучше нагревать докрасна. Материалы сушат на трубах, отапливаемые газом или углем. Ферросплавы, особенно при выплавке высоколегированной стали, необходимо предварительно подогревать до температуры 700-800 °С, что ускоряет их плавление. Их подогревают в мульдах в тех же печах, где прокаливают сыпучие материалы. При проведении плавления в электропечи для раскисления шлака расходуется значительное количество тонкомолотых порошков ферросилиция, кокса, электродного боя и так далее. Для этой цели в цехе устанавливают дробилки, бегуны и механические сита. В электросталеплавильный цех металлический лом поступает подготовленным. Однако собственные отходы (литники, бракованные слитки и т. д.) необходимо готовить в цехе. Литники очищают от огнеупорного пригара и разрезают для плотной укладки. Важной операцией подготовки шихты является ее взвешивание. Неточное взвешивание исходных материалов может привести к непопаданию в анализ, а также к излишним потерям металла в виде неполновесных слитков-недоливков. Полностью подготовленная к плавке шихта должна быть подана на рабочую площадку не позднее, чем за час до выпуска предыдущей плавки. 2.3 Расчет шихты При плавке стали методом переплава необходимо составлять шихту близкую по составу к стали заданной марки. Это обеспечивает сокращение продолжительности плавки при минимальных затратах ферросплавов и высоких технико-экономических показателях. При плавке с окислением важным моментом нормального проведения плавления является количество углерода, окисляемого во время окислительного периода, которого должно быть не менее 0,2-0,3 % при плавке высокоуглеродистой стали и не менее 0,3-0,4 % при выплавке низкоуглеродистой стали. Окисление углерода в период плавления без применения кислорода в этот период примерно компенсируется науглероживанием металла от электродов. Поэтому в шихте должно содержаться углерода больше нижнего марочного предела в готовой стали на 0,2-0,3 % для высокоуглеродистой стали и на 0,3-0,5 % – для низкоуглеродистой стали. Недостающее количество углерода вносится чугуном или карбюризатором. При плавке с окислением шихту составляют преимущественно из углеродистых отходов. При этом ограничивается использование кремнистых отходов. Содержание кремния в металле по окончанию расплавления не должен превышать 0,1-0,2 %, поскольку иначе усложняется наведение нормального шлака и замедляется окисление углерода. Во всех случаях необходимо обеспечивать минимальное содержание фосфора в шихте (не выше 0,06 %); использование лома, загрязненного такими цветными металлами, как медь, свинец и другие, не допускается. При применении стальных отходов, легированных титаном и алюминием, расчетное содержание этих элементов в шихте не должно превышать 0,1 % каждого. При плавке стали, к которой предъявляются повышенные требования по чистоте от неметаллических включений, нельзя применять стальные отходы или сплавы, легированные алюминием, титаном, цирконием, бором, азотом. Расчет ведем методом подбора на 100 кг металлозавалки. Химический состав стали 35Л1: C – 0,32-0,40 %; Si – 0,32-0,50 %; Mn – 0,40-0,90 %; P – до 0,06 %; S – до 0,06 %. Таблица 4 – Химический состав углеродистой стали
Таблица 5 – Зависимость содержания серы и фосфора в углеродистой стали от группы качества отливки
Таблица 6 – Состав шихты
Предположим, что возврата производства 45,4 %; лома стального 40,4 %; передельного чугуна 14,2 %. После расплавления металл должен иметь на 0,4-0,5 % углерода (С) больше, чем в заданном химическом составе для обеспечения кипения ванны, следовательно, после расплавления химический состав стали должен быть: Среднее значение составляет 0,86 % (С). Остальные компоненты (Si, Mn, P, S) так и останутся. Расчет по среднему содержанию (С). Среднее содержание углерода в шихте после расплавления должно быть: % (8) Возврат производства в количестве 45,4 % внесет углерода: % (9) Лом стальной в количестве 40,4% внесет (С): % (10) Возврат производства и лом стальной вместе внесут: % (11) Следовательно, передельным чугуном должно быть введено (С): % (12) Таким образом, передельного чугуна потребуется: % (13) Возврат производства 45,4 % Лом стальной 40,4 % Чугун 14,2 % Всего 100 % Проверим расчет по марганцу (Mn) В стали должно быть 0,40-0,90 % (Mn). В среднем (Mn) – 0,65 %. Угар марганца в электродуговой печи составляет 30-40 %, следовательно, после расплавления в шихте должно быть (Mn): (14) Угар составляет: % (15) Марганца внесет: (16) При выбранном составе шихты (Mn) будет внесено в печь: Возврат производства: % (17) Лом стальной: % (18) Передельный чугун: % (19) Всего (Mn) внесут компоненты: % (20) Марганца не хватает: % (21) Нехватку (Mn) восполним введением ферромарганца марки ФМn75 (75 % Mn). 1 кг (ФМn) содержит 0,75 кг (Mn). Угар марганца в ферромарганце составляет 30 %. Угар (Mn) будет: % (22) Тогда с учетом угара 1 кг (ФМn75) содержит в себе (Mn): % (23) Следовательно, в шихту необходимо ввести (ФМn75): (24) Необходимо ввести в шихту 0,82 кг (ФМn) на 100 кг металлозавалки. Состав шихты: Возврат производства 45,4 кг Лом стальной 40,4 кг Передельный чугун 14,2 кг ФМn 0,82 кг 2.4 Конструкция печи Кислые электропечи обладают рядом преимуществ перед основными: – кислые огнеупоры менее теплопроводные, чем основные. К тому же кислые шлаки по сравнению с основными менее электропроводящие. Поэтому электрические дуги в кислых печах короче и часть мощности выделяется непосредственно в шлаке. Это обеспечивает легкий и быстрый нагрев металла до нужной температуры; – кислые футеровки отличается высокой стойкостью особенно при выплавке с большими перерывами. Литейные цеха в большинстве случаев работают с одним или двумя циклами в сутки. При частом нагреве и охлаждении магнезитовая футеровка быстро растрескивается, динасовый кирпич в этом отношении более устойчив; – технико-экономические показатели в кислых печах выше из-за меньшей продолжительности плавки, меньшего расхода шлакообразующих и электроэнергии, а также вследствие упрощения шлакоуборки. Главный недостаток кислых электропечей заключается в том, что в них нельзя удалять серу и фосфор из металла, и содержание этих элементов определяется полностью их содержанием в исходных материалах. Поэтому для выплавки стали в кислых электропечах необходимо использовать низкофосфористую и низкосернистую шихту. Главными особенностями плавки в электродуговой печи являются следующие: – возможность получения в плавильном пространстве печи восстановительной атмосферы; – более горячий шлак, разогреваемый дугами, позволяет получать жидкие, высокоактивные шлаки с содержанием FеO в десять раз меньше, чем в мартеновском процессе; – отсутствие в атмосфере печи кислорода и, как следствие, ввод окислительных процессов только за счет железной руды или вдуваемого в ванну кислорода, а также меньший угар элементов; Однако в зоне горения дуги больше вероятность образования активного азота, который может растворяться в жидкой стали. Поэтому сталь электродугового плавления содержит больше азота, чем мартеновская. Как правило, кожух современных электродуговых печей изготавливают сварным. Верхнюю часть печи перекрывают съемным сводом. Каркас свода выполняют сварным из листовой или угловой стали. Свод имеет три отверстия для установки в рабочее пространство печи электродов (угольных или графитовых). Диаметры отверстий в своде должны быть на 40-50 мм больше диаметра электродов. Зазор между электродами и огнеупорной кладкой свода печи перекрывается уплотнительными кольцами, которые охлаждаются водой (холодильниками). Ширина рабочего (загрузочного) окна обычно составляет 0,3 диаметра плавильного пространства, а высота – 0,8 ширины окна. В печах с загрузкой шихты через свод ширину рабочего окна принимают равной 0,25 диаметра плавильного пространства. Диаметр выпускного отверстия 120-150 мм. Ток подводится к электродам по электрододержателям, которые перемещаются по вертикали со скоростью 0,8-1,0 м/мин. Печь наклоняется плавно без рывков в сторону сливного желоба на угол 40-45° и на угол 10-15° в сторону рабочего (загрузочного) окна для скачивания шлака. Скорость наклона печи зависит от ее емкости. Скорость наклона печи емкостью составляет 1-1,2 град/сек. Для наклона в печах большей емкости устанавливают нижние механизмы. Шихту загружают через съемный, отводящийся в сторону свод. Футеровку печи выполняют при кислом процессе динасовым кирпичом, который обычно укладывают на слой теплоизоляционного кирпича. Свод делают из динасового или хромомагнезитового кирпича. Свод из хромомагнезитового кирпича обладает значительно большей стойкостью, чем из динасового кирпича. Схема электродуговой печи приведена на рисунке 2. 2.5 Подготовка печи к плавке После выпуска плавки подину и откосы электропечи очищают от оставшегося металла и шлака. Затем производят заправку печи магнезитовым порошком, иногда в смеси с доломитовым, а при выплавке высокохромистой стали заправку можно проводить одной хромистою рудой. Заправку подины и откосов необходимо проводить быстро, пока не остыла футеровка. Поэтому очень важно механизировать процесс заправки печи. При значительном повреждении подины или откосов рекомендуется после заправки и прогрева подварочного слоя за счет тепла печи поврежденное место прикрыть мелкой известью. При наличии промоин и ям их целесообразно заложить массой из магнезитового порошка на смолопеке или жидком стекле. Для закрепления подины проводят одну или несколько плавок стали менее ответственного назначения. При наросшем поде перед наваркой для разъедания наростов на него насыпают плавиковый шпат. Особое внимание необходимо уделять выпускному отверстию. После выпуска металла его тщательно очищают, откосы у отверстия должны быть пологими, что обеспечивает нормальный слив металла и шлака. Сливной желоб ремонтируют в период плавки шихты и просушивают дровами или газом. Во время выкатки печи под погрузку или отворачивания свода ее тщательно осматривают и в случае неудовлетворительного состояния ремонтируют или меняют. Перед плавкой свод и токоведущие части печи необходимо обдувать сжатым воздухом для удаления пыли. 1 - электроды; 2 - свод; 3 - желоб; 4 - подина; 5 - механизм наклона печи; 6 - шихта металлическая; 7 - кожух стальной; 8 - стена; 9 - кабель; 10 - электрододержатель; 11 - рабочее окно; 12 - футеровка. Рисунок 2 – Схема электродуговой плавильной печи 2.6 Загрузка шихты Шихту необходимо составлять так, чтобы обеспечить максимальную ее плотность и быстрое расплавление с минимальным угаром. Оптимальным соотношением различных видов лома по габаритности для печей большой емкости можно считать следующие цифры: 15 % мелкого, 40 % крупного и 45 % среднего лома. Насыпная масса лома должна в среднем быть не менее 2 т/м3. При завалке в электропечь сверху, шихту заранее укладывают в корзины в следующей последовательности: на дно корзины кладут часть мелкого лома, потом крупный лом; по откосам укладывают средний лом и затем часть мелкого, который остается сверху. Чтобы избежать повышенных потерь никеля и значительного науглероживания феррохрома эти материалы не рекомендуется размещать в центре в зоне электрических дуг. Карбюризатор (кокс, электродный бой) загружают под основную часть лома на мелкий лом; если его загрузить сверху, то значительная часть карбюризатора сгорит, взаимодействуя с кислородом воздуха. Для окисления примесей шихты в завалке иногда подают железную руду в количестве не более 1,5 % от массы металлической усадки. Далее заваливают руду, и после этого проводится основная завалка шихты корзиной. Загружать руду под электроды не следует, поскольку холодная руда плохо проводит ток. Продолжительность плавки, а, следовательно, и технико-экономические показатели работы печи во многом зависят от тщательности проведения ремонта печи, продолжительности межплавочного простоя и организации загрузки шихты. Не позднее, чем за один-два часа до выпуска плавки на рабочей площадке должны быть подготовлены заправочные материалы: магнезит, смесь магнезита и доломита или хромистая руда, а также огнеупорная масса на случай ремонта столбиков и подмазывания других элементов печи и необходимые инструменты. В случае ремонта печи торкретированием заправленная торкрет-машина должна быть присоединена к воздушной магистрали. При загрузке печи сверху корзина с шихтой должна быть подвешена к крюку крана до открытия печи, что сокращает потери тепла на излучение. В период загрузки шихты в печь все остальные работы должны быть прекращены. Операцией загрузки руководит сталевар или первый подручный. При загрузке печи сверху бадью с шихтой необходимо опускать по возможности ниже; это уменьшит силу удара кусков шихты на подину и откосы. Разравнивание шихты, если в этом возникает необходимость, проводится со специальной площадки. Электропечь после завалки включают только по разрешению электрика и сталевара. При использовании в шихте собственных отходов содержание серы и фосфора в стали непрерывно будет повышаться. Поэтому вместе с отходами собственного производства в шихте используют низкофосфористые и низкосернистые отходы углеродистой стали, выплавленной в основных мартеновских или электродуговых печах. Обычно количество собственных отходов в шихте не превышает половины. Содержание серы и фосфора в шихте должно быть хотя бы на 0,01 % меньше, чем в готовом металле. Основные оксиды (железо, кальций и т. д.) энергично взаимодействуют с футеровкой кислой электропечи. Поэтому использование ржавой стружки и лома должно быть исключено. Шихту рассчитывают так, чтобы содержание углерода в металле после расплавления было на 0,1-0,2 % выше заданного. При необходимости вместо науглероживателя в шихте используют кокс, электродный бой или чугун. Для предохранения железа в процессе плавки от чрезмерного окисления и для образования достаточного количества шлака в шихте должно содержаться не менее 0,5-0,4 % Мn и Si (каждого отдельно). Иногда для повышения содержания указанных элементов в шихте в печь загружают некоторое количество отходов кремнистой или кремнемарганцовистой стали или кремнистый чугун и ферромарганец. В кислой электропечи не проводят процессы дефосфорации и десульфурации металла. Поэтому продолжительность плавки в решающей степени зависит от продолжительности загрузки и плавления. Желательно загружать шихту сверху с помощью корзин и правильно подбирать и распределять ее в печи по габаритам. Крупный лом необходимо загружать в зону непосредственного воздействия электрических дуг, то есть в центре печи сверху. Мелкий лом загружают на подину. Схема бадьи для завалки шихты показана на рисунке 3. 2.7 Плавка сплава Расплавление ведут при максимальной подводимой мощности. Характер плавления шихты примерно такой же, как и в основной печи. Шихта плавится в первую очередь под электродами с образованием колодцев. При малом количестве образующегося жидкого металла и низком расположении электродов электрическая дуга может воздействовать непосредственно на футеровку печи. Кремнезем футеровки при этом испаряется и восстанавливается, из печи выделяется белый дым и хлопья SiO и SiO2. При появлении белого дыма необходимо поднять электроды и столкнуть шихту в образовавшиеся колодцы, или завалить в них мелкий лом. В процессе плавления куски шихты иногда свариваются с образованием мостов. Такие мосты следует разрушать и сталкивать обломки под электроды. Для ускорения расплавления целесообразно проводить подрезку шихты кислородом. В процессе плавления частично окисляются примеси шихты (Si, Мn и т. д.) и железо с образованием шлака. Основные образующиеся оксиды шлака MnO, FеO и так далее взаимодействуют с футеровкой подины и откосов, что приводит к обогащению шлака кремнеземом. Однако количество такого самородного шлака относительно небольшая, часто он не покрывает поверхность металла в ванне. 1 - стенка цилиндра; 2 - сектора; 3 - крюки; 4 - днище; 5 - траверсы. Рисунок 3 – Схема бадьи для завалки шихты в электросталеплавильную печь Поэтому в печь, во время завалки или во время плавления присаживают оборотный шлак или бой шамотного кирпича в количестве 1-3 % от массы шихты. Шлак, образующийся к концу плавления, содержит 40-50 % SiO2, 15-30 % FеO, 10-30 % MnO, 2-6 % Al3O3, 5-15 % других оксидов. Основные задачи окислительного периода в кислой электропечи сводятся к нагреву металла до необходимой температуры, окислению избыточного содержания углерода и частичной дегазации металла. Углерод окисляется преимущественно за счет оксидов железа шлака. В случае вялого кипения ванны в печи присаживают железняк небольшими порциями (0,2 % от массы металла). Чрезмерно большие присадки железняка приведут к значительному повышению содержания FеO в шлаке и разрушению футеровки печи. Шлак вначале восстановительного периода содержит 45-60 % SiO2, 30- 40 % FеO и 15-25 % MnO. Оксид железа и марганца кислого шлака соединяется с кремнеземом с образованием силикатов железа и марганца, которые не реагируют с углеродом металла. Поэтому, несмотря на высокое содержание оксида железа в кислом шлаке, скорость окисления углерода в кислой электропечи меньше, чем в основной, примерно в два раза (в основном она не ниже 0,3 %/ч, а в кислой 0,15-0,20 %/ч). Окислительную способность кислого шлака иногда увеличивают небольшими присадками извести. Окись кальция связывает часть кремнезема в силикаты кальция, что приводит к освобождению оксида железа из силикатов, поскольку окись кальция характеризуется более основными свойствами. Железистый шлак взаимодействует с футеровкой печи, что приводит к постепенному повышению в шлаке содержания SiO2 и до конца окислительного периода содержание его в шлаке возрастает до 56-60 %. Это уменьшает жидкоподвижность шлака, увеличивает количество связанного оксида железа и снижает окислительную способность шлака. Скорость окисления углерода уменьшается. При наличии шлака, насыщенного кремнеземом, получают развитие реакции восстановления кремния, как из шлака, так и с футеровки: Содержание кремния в металле обычно растет на 0,10-0,15 %. При очень горячем ходе печи и повышенной вязкости шлака происходит интенсивное восстановление кремния и его содержание в металле может достичь 0,5 %. Жидкоподвижность, а следовательно, и в какой-то степени окислительную способностью шлака по ходу плавки в кислой электропечи регулируют присадками извести и песка. Известь применяют для повышения жидкоподвижности, песок – для ее снижения. Достигнув содержания углерода в металле, близко к заданному, присадку железняка прекращают; при необходимости на шлак подают известь или известняк. Начинается период чистого кипения продолжительностью не менее 7-10 мин, после которого содержание углерода в металле (с учетом того, что вносится последующими порциями раскислители углерода) должен обеспечить среднюю границу в заданной марки стали. Продолжительность окислительного периода при выплавке углеродистой стали составляет 20-40 мин. В окислительный период металл частично раскисляется восстановленным кремнием. В конце окислительного периода в ванну присаживают ферромарганец. Повышение содержания марганца в металле способствует восстановлению кремния до 0,2-0,3 % по реакции: За 7-10 мин до выпуска в ванну присаживают ферросилиций для получения заданного содержания кремния; за 3-5 мин до выпуска вводят ферромарганец для окончательной корректировки содержания марганца в металле. При расчете необходимого количества ферросилиция и ферромарганца необходимо учитывать угар кремния (5-10 %) и марганца (15-20 %). Иногда ферромарганец при выплавке углеродистой стали присаживают в ковш. Угар марганца в этом случае не превышает 10 %. Окончательно металл раскисляют алюминием в количестве 160-200 г/т при отливании слитков, и 1-1,5 кг/т при использовании жидкой стали для фасонного литья. Причем 0,5-0,6 кг/т присаживают при выпуске, остальное – при разливке. Для интенсификации процесса плавки в кислых электропечах используют газообразный кислород. Его удельный расход колеблется в пределах 3-6 м3/т жидкой стали. Скорость окисления углерода при продувке ванны кислородом обычно составляет 0,05-0,08 %/мин. После расплавления необходимо окислить около 0,2 % С. Такое количество углерода может быть окислено за 2-3 мин. После окончания продувки отбирают пробу металла, и при удовлетворительных результатах анализа ванну раскисляют и выпускают плавку. Производительность печи при продувке ванны кислородом растет на 15-20 %, расход электроэнергии снижается на 20 %. Кислород широко используется при выплавке в кислых электропечах нержавеющей стали. Шихта состоит из отходов нержавеющей и малоуглеродистой стали, а также коксика. Содержание углерода в металле после расплавления иногда составляет 0,5 %. После расплавления и нагрева металла до 1600-1650 °С ванну начинают продувать кислородом. Окисление хрома начинается после того, как содержание углерода снизится до 0,2-0,3 %. В дальнейшем одновременно с окислением углерода окисляется хром. Чем ниже конечное содержание углерода в металле, тем больше окисляется хрома. Например, при окислении углерода с 0,3 до 0,05 % содержание хрома снижается с 15 до 8 %. В конце продувки в шлаке содержится 25-35 % Cr2O3, около 40 % SiO2 и 10 % FеO. Шлак можно раскислять молотым ферросилицием, что обеспечивает восстановление значительного количества хрома. Однако в этом случае заметно возрастает содержание кремния в металле, иногда выше заданного. Поэтому чаще всего шлак не раскисляют. После достижения необходимого содержания углерода металл раскисляют и легируют присадками феррохрома, и после его расплавления металл выпускают. 2.8 Внепечная обработка стали В последние годы в связи с повышением требований к свойствам металла получил распространение новый способ повышения качества жидкой стали путем обработки ее в вакууме. При разрядке газовой фазы, граничащей с металлом, растет раскислительная способность углерода (по сравнению с кремнием и алюминием), а продукт раскисления выделяемой стали углеродом – газообразный окись углерода – не загрязняет сталь неметаллическими включениями. В процессе вакуумирования стали с ней выделяются также водород, кислород и азот, растворимость которых зависит от парциального давления этих газов в газовой фазе, которая есть над металлом. Вакуумная металлургия охватывает различные стороны производства металлов. В вакууме проводится: а) выплавка нержавеющих и жаропрочных сталей и сплавов, легированных титаном, цирконием и другими окисляющими элементами; б) переплавка высоколегированных сталей и сплавов для уменьшения содержания газов и неметаллических включений; в) получение слитков и отливок из тугоплавких металлов (титана, молибдена, циркония, ванадия, железа); г) получение тугоплавких металлов путем восстановлением из оксидов, руды и концентратов. Широкое применение получила внепечная вакуумная обработка жидкой стали после выпуска металла из печи. Простота оборудования, кратковременность процесса, возможность обработки больших масс металла и существенное повышение его качества способствовали быстрому развитию производства вакуумированной стали для ответственных изделий, в том числе и для крупных отливок из высоколегированной стали. Существующие вакуумные установки имеют примерно одну и ту же принципиальную схему и состоят из рабочей камеры, устройства для очистки, охлаждения и отсасывания газов, и системы вакуумных насосов. Технологический процесс вакуумирования может быть подразделен на: вакуумирование в ковше и при переливе из ковша в ковш с последующим разливом стали обычным способом, то есть за пределами вакуумной камеры; вакуумирование в процессе разливки. Первый способ имеет большие возможности для применения в производстве фасонных отливок большой массы. Глубина вакуума оказывает решающее влияние на содержание остаточного водорода и качество металла. Опыт показывает, что для достижения достаточной степени дегазации стали вакуумирование последней нужно вести при остаточном давлении не более 5 мм рт. ст. Процесс вакуумирования стали при разливке сопровождается сильным рассеиванием струи, а в ковше интенсивным кипением шлака, который поднимается на значительную высоту. Все способы вакуумирования стали связаны со значительными тепловыми потерями. При вакуумировании в ковше температура снижается на 30-50 °С. Для компенсации тепловых потерь при дегазации температура стали при выпуске поднимается на 40-50 °С выше обычной. Вакуумная обработка жидкой стали позволяет снизить содержание водорода в среднем на 30-50 %; снизить количество неметаллических включений в 2-4 раза; значительно снизить содержание кислорода и несколько уменьшить содержание азота; уменьшить осевую и общую пористость металла и сократить зону транскристаллизации; снизить, а в ряде случаев полностью устранить флокеночувствительность стали; улучшить пластические свойства металла; снизить содержание углерода и серы в трансформаторной стали (до 0,02 % С и 0,003-0,005 % S), что обеспечивает более низкие потери энергии. Контроль температуры стали проводится в процессе выплавки и разливки. Для этой цели используются платино-платинородиевые, вольфрам-молибденовые или вольфрам-рениевые термопары погружения. Вязкость шлака определяется с помощью вязкозиметра по длине заполнения шлаком канала прибора. Диаметр канала принимается для кислого шлака 9 мм. При выплавке углеродистой стали нормальная вязкость шлака характеризуется следующими показаниями прибора: после расплавления 100-200 мм, после скачивания шлака 100-150 мм, перед раскисления и выпуском стали 50-150 мм. На ряде заводов вязкость шлака определяется по заполнению спирального канала специального прибора, который имеет форму заливной ложки и заполняется непосредственно в печи. Основность шлака определяется измерениями его электропроводности, а также сравнением цвета порошка шлака. Состав шлака определяется спектральным методом в течение 20-25 мин по содержанию СаО и SiO2 в основных шлаках или 10 мин по содержанию FеО и МnО. Жидкотекучесть стали определяется по длине заполнения канала специальной пробы. Наибольшее применение получила проба, предложенная Нехендзи-Самариным с V-образным металлическим каналом диаметром 6 мм. Контроль химического состава стали проводится по ходу плавки и после ее выпуска методами химического и спектрального анализа. Качество стали, особенно ответственного назначения, оценивается также по содержанию в ней газов, состав и количество которых определяются в процессе плавки и в готовых деталях. Схема стопорного разливочного ковша показана на рисунке 4. 1 - стакан огнеупорный; 2 - футеровка; 3 - кожух; 4 - механизм рычажной; 5 - стопор; 6 - кольцо с цапфами; 7 - пробка. Рисунок 4 – Схема стопорного разливочного ковша для разливки стали 3 Организация производства 3.1 Стандарт менеджмента качества производимой продукции на предприятии На ПАО «АМК» разработано руководство по качеству производимой продукции согласно стандарту РК Q 03.2.1-08. Качество – совокупность характеристик объекта, относящихся к его способности удовлетворять установленные и предполагаемые потребности. Требования к качеству – выражение определенных потребностей или их перевод в набор количественно или качественно установленных требований к характеристикам объекта, чтобы дать возможность их реализации и проверки. Соответствие – выполнение установленных требований. Несоответствие - невыполнение установленного требования. Политика в области качества – основные направления и цели организации в области качества, официально сформулированные высшим руководством. Планирование качества – деятельность, которая устанавливает цели и требования к качеству, применению элементов системы качества. Система менеджмента качества – совокупность организационной структуры, методик, процессов и ресурсов, необходимых для осуществления управления качеством. Анализ контракта – систематическая деятельность, предпринимаемая поставщиком до подписания контракта, чтобы убедиться, что требования к качеству точно определены, избавлены от двусмысленности, документально оформлены и могут быть выполнены поставщиком. Анализ проекта – документированная, всесторонняя и систематическая проверка проекта с целью оценки его возможности выполнять требования к качеству, выявлять проблемы и определять способы их решения. Протокол – документ, представляющий объективное доказательство о проделанной работе или достигнутых результатах. Проверка (аудит) качества – систематический и независимый анализ, позволяющий определить соответствие деятельности и результатов в области качества запланированным мероприятиям, а также эффективность внедрения мероприятий и их пригодность поставленным целям. Анализ со стороны руководства – деятельность, предпринимаемая высшим руководством для установления пригодности, адекватности, результативности СМК на соответствие политики в области качества и достижения установленных целей. Корректирующее действие – действие, предпринятое для устранения причин существующего несоответствия, дефекта или другой нежелательной ситуации с тем, чтобы предотвратить их повторное возникновение [3] c. . Общие требования В своей деятельности ПАО «АМК»: – определил процессы, обеспечивающие функционирование СМК. Для обеспечения понимания процессы идентифицированы и сгруппированы в пять блоков: Вспомогательные (поддерживающие) процессы: – управление документацией; – ведение протоколов качества; – управление ресурсами; – метрологическое обеспечение; – управление несоответствиями; – внутренний аудит; – анализ со стороны руководства; – внутренний обмен информацией. Организационные процессы (процессы управления): – процессы высшего руководства; – планирование качества; – управление развитием бизнеса (маркетинг); – подготовка персонала; – постоянное совершенствование; – реализация продукта и оценка нужд потребителя. Производственные (основные) процессы: – проектирование; – закупки; – техническая поддержка; – технологическая подготовка производства; – производство; – испытания и контроль; – защита от повреждений. ПАО «АМК» в рамках СМК осуществил следующую деятельность: – установил последовательность и взаимодействие процессов СМК; – осуществляет планирование и выполнение процессов СМК в рамках «требования заинтересованных сторон – удовлетворенность заинтересованных сторон»; – осуществляет связи с заинтересованными сторонами путем получения и анализа информационных потоков, таких как: а) требования общества; б) требования потребителей; в) возможности поставщиков; г) претензии потребителей; д) удовлетворительность потребителей. Схема структуры документации СМК показана на рисунке 5. 3.2 Расчет штата рабочих участка. Штатное расписание Численность рабочих на проектируемом участке рассчитываем исходя из количества рабочих машин и их типа. Политика и цели предприятия в области качества НОРМАТИВНАЯ И ЗАКОНОДАТЕЛЬНАЯ ДОКУМЕНТАЦИЯ Рисунок 5 – Структурная схема документации СМК Алгоритм расчета: – определение сменной численности рабочего участка для основных рабочих: Шсм. осн = Нобсл * n, (25) где Нобсл – норма обслуживания единицы оборудования по литейным цехам, Нобсл = 3 чел [4] табл. 83; n – количество печей, шт. Шсм. осн = 3 * 5 = 15 чел. – сменная численность для вспомогательных рабочих: Шсм. вспом = 2 чел. – суточная численность зависит от принятого режима работы участка: Шсут. осн = Шсм. осн * m, (26) где m – число смен работы, m = 2. Шсут. осн = 15 * 2 = 30 чел. Шсут. вспом = 2 * 2 = 4 чел. – резерв численности на время отпуска: Шр. отп. осн = Шсут. осн * , (27) где % – зависит от длительности отпуска. Шр. отп. осн = 30 * = 3,9 ≈ 4 чел. Шр. отп. вспом = 4 * = 0,52 ≈ 1 чел. – резерв численности на случай невыхода по уважительным причинам: Шр. ув осн = (Шсут. осн + Шр. отп. осн) * , (28) Шр. ув осн = (30 + 4) * = 1,7 ≈ 2 чел. Шр. ув. вспом = (4 + 1) * = 0,25. – списочная численность составляет: Шсп. осн = Шсут. осн + Шр. отп. осн + Шр. ув осн, (29) Шсп. осн = 30 + 4 + 2 = 36 чел. Шсп. вспом = 4 + 1 + 0,25 = 5,25 ≈ 5 чел. Данные расчета заносим в таблицу 7. Таблица 7 – Штатное расписание работников плавильного отделения
Продолжение таблицы 7
3.3 Планирование годового фонда оплаты труда Алгоритм расчета в «Excel»: – тарифный фонд: 3L = 3D * 3E * 3G * 1,2 4L = 4D * 4E * 4G * 1,2 5L = 5D * 5E * 5G 6L = 6D * 6E * 6G – доплаты за работу в вечернее время: 3N = 3D * 0.2 * 3E * 3H 4N = 4D * 0.2 * 4E * 4H 5N = 5D * 0.2 * 5E * 5H 6N = 6D * 0.2 * 6E * 6H – премия: 3Q = (3L + 3N) * 3F/100 4Q = (4L + 4N) * 4F/100 5Q = (5L + 5N) * 5F/100 6Q = (6L + 6N) * 6F/100 – итого основной фонд оплаты труда: 3R = 3L + 3N + 3Q 4R = 4L + 4N + 4Q 5R = 5L + 5N + 5Q 6R = 6L + 6N + 6Q – за руководство бригадой: 3S = 3L * 15/100 – за совмещение профессий : 3T = 3L * 24/100 4T = 4L * 20/100 5T = 5L * 16/100 6T = 6L * 20/100 – за профессиональное мастерство: 3U = 3L * 15/100 4U = 4L * 10/100 6U = 6L * 10/100 – итого дополнительный фонд: 3V = 3S + 3T + 3U 4V = 4S + 4T + 4U 5V = 5S + 5T + 5U 6V = 6S + 6T + 6U – всего фонд оплаты труда: 3W = 3R + 3V 4W = 4R + 4V 5W = 5R + 5V 6W = 6R + 6V – среднемесячная заработная плата: 3X = 3W/12 * 3E 4X = 4W/12 * 4E 5X = 5W/12 * 5E 6X = 6W/12 * 6E – итого тарифный фонд: 7L = 3L + 4L + 5L + 6L – итого основной фонд: 7R = 3R + 4R + 5R + 6R – итого дополнительный фонд: 7V = 3V + 4V + 5V + 6V – итого годовой фонд оплаты труда: 7W = 3W + 4W + 5W + 6W Расчет планового фонда заработной платы за 2017 год приведен в таблице 8. 4 Экономика производства 4.1 Определение себестоимости продукции Для определения себестоимости продукции составляется калькуляция 1 т жидкой стали. На промышленных предприятиях используется типовая группировка затрат по статьям калькуляции [5] с. 243: – сырье и основные материалы; – возвратные отходы (вычитаются); – топливо и энергия на технологические цели; – основная заработная плата производственных рабочих; – дополнительная заработная плата производственных рабочих; – отчисления на социальные нужды; – расходы на содержание и эксплуатацию оборудования; – цеховые расходы; – общепроизводственные расходы; – потери от брака; – прочие производственные расходы; – внепроизводственные расходы. Данные расходы сводятся в таблицу 9. Таблица 9 – Калькуляция себестоимости 1 т жидкой стали 35Л1
Продолжение таблицы 9
Расчет статей затрат: Ст. 5 Основная заработная плата производственных рабочих определяется по формуле: На 1 т = , (30) На 1 т = = 74,01 руб. Ст. 6 Дополнительная заработная плата производственных рабочих определяется по формуле: На 1 т = , (31) На 1 т = = 20,57 руб. Ст. 7 Отчисления на социальные нужды находится по формуле: На 1 т = (Ст. 5 + Ст. 6) * , (32) На 1 т = (74,01 + 20,57) * = 36,47 руб. Ст. 8 Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования рассчитываем по формуле: На 1 т = Ст. 5 * , (33) На 1 т = 74,01 * = 185,02 руб. Ст. 9 Цеховые расходы определяется по формуле: На 1 т = Ст. 5 * , (34) На 1 т = 74,01 * = 74,01 руб. Ст. 10 Общепроизводственные расходы находится по формуле: На 1 т = Ст. 5 * , (35) На 1 т = 74,01 * = 44,40 руб. Ст. 11 Производственная себестоимость 1 т жидкой стали рассчитывается по формуле: На 1 т = Итого цеховая себестоимость 1 т жидкой стали + Ст. 10, (36) На 1 т = 6236,46 + 44,40 = 6280,86 руб. 4.2 Технико-экономическая эффективность проекта Экономическая эффективность проекта достигается за счет рационального расчета шихты. Таблица 10 – Рациональный расчет шихты
Продолжение таблицы 10
Рассчитываем сумму условно-годовой экономии по формуле: Эгод = (С1 - С2) * Nмощ, (37) где С1 – итого сумма по цеху, руб.; С2 – итого сумма по проекту, руб.; Nмощ – годовая мощность цеха, т. Эгод = (11809,73 - 4790,06) * 54000 = 379062180 руб. Таблица 11 – Ведомость основных фондов участка
С учетом неучтенного оборудования и металлоконструкций Кн = 1,8. Общая стоимость основных фондов определяется по формуле: Сосн. ф. = ∑ * Кн, (38) где ∑ – общая стоимость, руб. Сосн. ф. = 326142399 * 1,8 = 587056318,2 руб. 4.3 Технико-экономические показатели проекта Таблица 12 – Технико-экономические показатели проекта
5 Охрана труда 5.1 Мероприятия по оздоровлению условий труда Создание здоровых условий труда в плавильных отделениях обеспечивается устройством вентиляции и проведением комплекса следующих мероприятий. На колошниковых площадках, изолированных от других участков плавильного отделения, оборудуют общеобменную вентиляцию в виде вытяжки через открывающиеся окна, у загрузочных окон плавильных печей устраивают установки воздушного душирования и индивидуальные вытяжные зонты. Установки воздушного душирования устанавливают также на участках обслуживания печей, то есть у желобов выдачи расплава и шлака, на участках металлургической обработки расплава. Участки сушки и подогрева разливочных ковшей снабжают системой общеобменной вентиляции, а также зонтами с механической вытяжкой теплого воздуха и газов. В плавильных отделениях литейных цехов широко применяют прогрессивные методы плавки (в вакууме, в среде нейтральных газов и др.) и используют усовершенствованные конструкции плавильных печей: электрические дуговые и индукционные печи, вагранки закрытого типа с охлаждением плавильного пояса, подогревом и обогащением дутья кислородом, с пылеочисткой и дожиганием газа. На современных заводах применяется также ряд специальных мер, направленных на сохранение здоровья работающих. К ним относятся особый режим труда, при котором работа и течение смены чередуется с перерывами для отдыха в специально оборудованных комнатах, внеочередное снабжение рабочих путевками в санатории и дома отдыха и др. Рабочие плавильных отделений имеют право выхода на пенсию по достижении пятидесятилетнего возраста [6] с. 305. 5.2 Травматизм в отделении и правила безопасного проведения работ Безопасность труда в плавильных отделениях обеспечивается правильной эксплуатацией плавильных печей и подъемно-транспортного оборудования, точным соблюдением технологических режимов шихтовки, подготовки печей к работе и плавки шихты. Нарушение этих условий может привести к серьезным авариям, взрыву и выводу из строя оборудования, стать причиной очень серьезных травм плавильщиков и работающих рядом людей. Учитывая это, в плавильном отделении литейного цеха проводят следующий комплекс мероприятий: – чтобы обеспечить оптимальный режим плавки, плавильные установки оборудуют центральными пультами, имеющими аппаратуру контроля и корректирования параметров плавильных процессов; – процессы шихтовки и загрузки шихты в плавильные печи выполняются специальными автоматически действующими механизмами; – при ремонте плавильных печей температура в рабочем пространстве печи не должна превышать 50 °С, для освещения используют только низковольтные (12 В) переносные лампы с бронированным проводом и защитной сеткой, после каждого ремонта тщательно контролируют качество его выполнения и полноту просушки футеровки рабочего пространства и желобов плавильных печей; – процессы металлургической обработки литейных расплавов, (дегазация, рафинирование, модифицирование и др.) должны осуществляться в точном соответствии с требованиями особой производственной инструкции; – безопасность выдачи расплава из плавильных печей достигается тщательной подготовкой и просушкой футеровки желобов плавильных печей и разливочных ковшей; – особое внимание обращают на состояние полов участков разливки и подготовку инструментов, так как ожоги рабочих чаще всего происходят искрами и брызгами расплава, образующимися при соприкосновении расплава с влагой пола, с влажным или ржавым инструментом; – основным мероприятием по предупреждению травматизма в плавильных отделениях является снабжение рабочих специальной одеждой и средствами индивидуальной защиты [6] c. 307. 5.3 Мероприятия противопожарной безопасности Для обеспечения пожарной безопасности в плавильном отделении литейного цеха должны намечаться и осуществляться мероприятия, направленные на предотвращение пожара: – выбор технологических процессов, материалов, оборудования, режимов ведения процессов и эксплуатации оборудования с учетом пожароопасности, в том числе применение негорючих и трудногорючих материалов и веществ вместо пожароопасных; – соответствующий выбор и устройство систем отопления и вентиляции, применение электрооборудования и светильников, соответствующих классу пожаро-, взрывоопасности помещений, группе и категории взрывоопасной смеси; – устранение условий для самовозгорания веществ и материалов; – применение мер борьбы с разрядами статического электричества и другими видами искрообразования; – установление максимально допустимой температуры нагрева поверхностей оборудования, горючих веществ, материалов, конструкций; – изоляция горючей среды (герметизация оборудования и тары с пожароопасными веществами), размещение пожароопасных процессов и оборудования в изолированных помещениях; – установление допустимых площадей производственных отсеков и секций, устройство противопожарных преград – стен, зон, защитных полос, огнестойких перекрытий, дверей, перегородок, применение огнепреграждающих устройств, негорючих и трудно-горючих конструктивных элементов зданий и сооружений, пропитка сгораемых конструкций антипиренами для повышения их огнестойкости; – устройство автоматической пожарной сигнализации и применение, средств пожаротушения, в том числе автоматического; – применение аварийного отключения и переключения оборудования и коммуникаций; – проведение регулярных чисток помещений и коммуникаций от производственных отходов и пыли; – устройство необходимых путей эвакуации (коридоров, лестничных клеток, дверных проемов, наружных пожарных лестниц), рациональное их размещение и надлежащее содержание [7] с. 303; – организация обучения работников правилам пожарной безопасности. Пожаротушение в плавильном отделении осуществляется дренчерными установками. В качестве огнетушащего вещества применяются: вода, пена, порошок и инертные газы. Также используются углекислотные огнетушители модели ОУ-5, которые предназначены для тушения легковоспламеняющихся и горючих жидкостей, твердых веществ, электроустановок, ценных вещей и материалов. 5.4 Мероприятия по защите окружающей среды Современные литейные цехи имеют надежную вентиляцию, обеспечивающую многократный обмен воздуха в цехе, систему местной вентиляции, предотвращающую выброс вредных выделений в атмосферу цеха, устройство воздушных душей или тепловых завес на рабочих местах и особенно там, где имеются источники теплоизлучений. Широко используются изоляционные устройства на шумопроизводящем оборудовании, размещение его в специальных, изолированных от основной массы рабочих, помещениях; эффективная очистка выбросов, загрязняющих воздушный бассейн, примыкающий к территории литейных цехов. В хорошо спроектированных цехах рабочие места с обильным газо- и пылевыделением располагают в одном месте, что обеспечивает возможность устройств с более мощными отсасывающими системами. Охрана воздушного бассейна предусматривает пыле- и газоулавливание выделений, возникающих в процессе плавки и литья цветных металлов. Охрану водных бассейнов осуществляют путем создания эффективных способов очистки загрязненных производственных стоков и создания оборотного водоснабжения. Для улавливания пыли применяют различные пылеулавливающие устройства: единичные и групповые циклоны, мокрые пылеулавливатели (скрубберы). Скрубберы выполняют две функции: охлаждают газы и укрупняют мельчайшие частицы пыли за счет их смачивания и слипания. Кроме того, применяют электрофильтры, отделение пыли в которых основано на принципе зарядки частиц пыли в электрическом поле и их притяжении на осадительном электроде, имеющем противоположный знак заряда. Электрофильтры особенно эффективны для очистки газов от тонкой пыли, к. п. д. электрофильтров превышает 95 %. Для улавливания возгонов при плавке цветных металлов и сплавов применяют рукавные (тканевые) фильтры. Принцип их действия заключается в фильтрации запыленного газового потока через хлопчатобумажную, синтетическую или шерстяную ткань. Обязательным мероприятием по охране окружающей среды является создание технологии и оборудования, исключающих интенсивное газо- и пылеобразование: окускование мелких фракций при подготовке шихты, брикетирование стружки и др. Для улучшения условий труда и уменьшения пыли в цехах не реже двух раз в год предусматривается уборка с металлоконструкций и из воздуховодов вентиляционных систем, осуществляется побелка стен. Рабочие места после каждой смены убирают беспыльным способом; на рабочих местах с обильным газовыделением предусматривают установку местной вытяжной вентиляции. Важной задачей охраны окружающей среды является также очистка и охлаждение сточных промышленных вод, образующихся в литейных цехах. Горячая и теплая вода, образующаяся в результате охлаждения кокилей, кристаллизаторов, водоохлаждаемых изложниц и других агрегатов, вредна природе. Попадание теплой воды в естественные водоемы вызывает снижение уровня кислорода в воде (поэтому сброс очищенной воды должен быть при температуре не более 20 °С). Основными показателями, определяющими качество воды, являются жесткость, общее солесодержание, прозрачность, окисляемость и реакция воды. Сброс сточных вод в водоемы производят только в тех случаях, когда концентрация вредных веществ в них ниже ПДК. Если концентрация в воде вредных примесей, в том числе ионов цветных металлов (свинца, меди, висмута и др.), превышает ПДК, то воду подвергают специальной очистке. Для удаления грубодисперсных примесей применяют отстаивание, фильтрацию. Однако даже глубокая очистка сточных вод не гарантирует сохранение качества естественных водоемов, поэтому предприятиям, в составе которых функционируют литейные цеха, в настоящее время предписывается организация замкнутых циклов водоснабжения [8] с. 408. Список литературы 1. Л. И. Фанталов, Б. В. Кнорре, С. И. Четверухин и др. Основы проектирования литейных цехов и заводов, M.; Машиностроение, 1979, 376 с. 2. В. М. Сойфер, Л. Н. Кузнецов Дуговые печи в сталелитейном цехе, M.; Металлургия, 1989, 176 с. 3. Публичное акционерное общество «Алчевский металлургический комбинат» Руководство по качеству РК Q 03.2.1-08, Версия 3.0, 24.12.2008 4. А. И. Савинов, А. Ф. Метс, А. В. Уваров Курсовое и дипломное проектирование по организации и планированию предприятий, М.; Металлургия, 1970, 144 с. 5. А. Ф. Маслов Экономика, организация и планирование литейного производства, M.; Машиностроение, 1985, 288 с. 6. Г. Г. Абрамов, Б. С. Панченко Справочник молодого литейщика, М.; Высшая школа, 1991, 319 с. 7. В. Ц. Жидецкий, В. С. Джигирей, А. В. Мельников Основы охраны труда, Львов; Афиша, 2000, 351 с. 8. А. В. Курдюмов, М. В. Пикунов, В. М. Чурсин, Е. Л. Бибиков Производство отливок из сплавов цветных металлов, М.; Металлургия, 1986, 416 с. жүктеу/скачать 1,91 Mb. Достарыңызбен бөлісу:
| ||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
1 2