Технологічні особливості виробництва вуглецевого феромарганцю ФМн78Б і ВМСН78 в умовах ПЦ № 3 ПАТ 'ЗЗФ'

КУРСОВИЙ ПРОЕКТ

з Теорії та технології виробництва сталі і феросплавів

(назва дисципліни)

на тему: «Технологічні особливості виробництва вуглецевого феромарганцю ФМн78Б і ВМСН78 в умовах ПЦ № 3 ПАТ «ЗЗФ»

ВСТУП

Метою курсового проекту є систематизація знань отриманих в процесі теоретичного навчання та технологічної практики. Отримання навичок самостійного виконання розрахунку шихти, теплового балансу і матеріального виплавки сплаву ВМСН-78.

В пояснювальній записці приведені матеріали по сучасному стану та перспективам розвитку металургійного розвитку на Україні, СТП та використання сплаву ВМСН-78, вибір та обґрунтування технології виробництва ВМСН-78, влив легуючих елементів та домішок в сплаві ВМСН-78 на якість сталі, фізико-хімічні основи виробництва ВМСН-78, технологічні особливості виробництва сплаву ВМСН-78 в умовах ПЦ № 3, метрологічне забезпечення технологічного процесу, розрахунки шихти і матеріального та теплового балансу виплавки ВМСН-78, характеристика шкідливих та небезпечних факторів що супроводжується при виплавці ВМСН-78, а також заходи по захисту навколишнього середовища.

Курсовий проект може бути використаний при виконанні дипломного проекту а також в якості посібника при вивченні студентами технологічних особливостей виробництва ВМСН-78 в умах ПЦ № 3 ПАО «ЗЗФ».

Перелік ключових слів: ВМСН-78, РКО (рафінувальна кругла відкрита 7,0 МВА). Шихтові матеріали: марганцевий концентрат, кокс, металева стружка. Дозування, подача шихти у піч, виплавка, розливка. Метрологічне забезпечення, шкідливі фактори, газоочистка, заходи по охороні праці.

1. ЗАГАЛЬНА ЧАСТИНА

1.1 Сучасний стан та перспективи розвитку електрометалургійного виробництва в Україні

Аналіз роботи феросплавних заводів України показує, що об'єми і сортамент виробництва феросплавів, традиційних для цих заводів, в перспективі до 2010 року і далі змінюватимуться залежно від розвитку внутрішнього виробництва чавуну і сталі, його якісних і структурних змін, а також від кон'юнктури зовнішнього ринку і можливостей експорту вироблюваних марганцевих і крем'янистих феросплавів.

Багато в чому ці зміни залежатимуть від цін на сировину і електроенергію.

Слід також мати на увазі, що експорт феросплавів в країни СНД скорочуватиметься, оскільки Росія і Казахстан посилено розвивають виробництво власних марганцевих феросплавів.

В зв'язку з цим для України природно і закономірно почати виробництво нових видів феросплавної продукції на своїх резервних потужностях.

Це, в першу чергу, стосується феросплавів з хромом а також сплавів, для виробництва яких в Україні є власна сировина (феротитан, феробор, силікоцирконій, силікокальцій). Для цих цілей представляється доцільним задіяти потужності таких підприємств, як Побужський феронікелевий завод, Донецький хіміко-металургійний завод, Запорізький абразивний комбінат.

Програма передбачає наступні схеми вітчизняного виробництва феросплавів на період до 2014 року.

По Нікопольському заводу феросплавів (виробництво марганцевих феросплавів, сплавів з хромом, феротитана і силікокальцію) передбачається на резервних потужностях організувати виробництво феросплавів з хромом з використанням імпортної хромової руди, феротитана марки ФТН-30 і ФТН-70 і силікокальцію.

Для організації на НЗФ виробництва сплавів хрому інститут “Гіпросталь” пропонує наступні схеми:

) В першу чергу на одній з прямокутних шестиелектродних електропечей цеха № 1 (піч № 6), на одній групі з 2-х електродів цієї електропечі, передбачається плавити передільний і високовуглецевий ферохром (порядка 30 тис.т/р.). На іншій групі з 2-х електродів цієї ж електропечі плавити силікохром (порядка 20 тис.т/.) з використанням власного переділу.

Таким чином буде отримано приблизно 20 тис.т/р. товарного високовуглецевого ферохрому, 11 тис.т/р. передільного високовуглецевого ферохрому для виплавки силікохрома і 22 тис.т/р. силікохрома (передільного 7 тис.т/р. і товарного 15 тис.т/р).

) Освоївши це виробництво, можна буде в розливному прольоті поблизу з електропіччю встановити п'ятитонний конвертер і шляхом продування вогненно-рідкого силікохрома отримувати низько вуглецевий ферохром (до 10 тис.т/р.).

Технологія конвертерного виробництва низко вуглецевого ферохрому з силікохрома не приводить до утворення оксидів шестивалентного хрому і не робить негативного впливу на екологічні умови. На цьому ж конверторі, при необхідності, можна здійснювати виробництво низько і середньо вуглецевого феромарганцю.

) У віддаленішій перспективі може виявитися доцільним повернутися до питання виробництва 100 тис.т/р. високовуглецевого ферохрому в одній з герметичних електропечей (№ 7 або 8) цеху № 1. В цьому випадку, з метою не забруднення марганцевих трактів хромом, агломерацію дрібної хромової руди в кількості близько 200 тис.т/р. передбачається здійснювати не на НЗФ, а на аглофабриці Запорізького образивного комбінату.

На Запорізькому заводі феросплавів передбачається орієнтувати виробництво на виплавку марганцевих і хромистих феросплавів і зосередити увагу на наступних завданнях:

У цеху № 1 перевести печі № 1-5 у відкритий режим з установкою низьких герметизованих зондов і будівництвом додатково до тих, що існують нових “сухих” газоочисток з рукавними фільтрами. На цих електропечах організувати виплавку високовуглецевого феромарганця з можливістю їх переводу на виплавку малофосфористого передільного марганцевого шлаку (залежно від кон'юнктури, що змінюється, і потреби). Електропіч № 6 демонтувати і на її місці встановити конвертер для продування марганцевих або хромистих передільних сплавів з метою здобуття низковуглецевого або середньовуглецевого феромарганця або ферохрому;

Для виробництва низько і середньовуглецевого ферохрому електропіч № 8 цехів № 1 перевести на виплавку передільного і товарного силікохрома з передільного ферохрому. Низковуглецевий і середньовуглецевий ферохром вироблятиметься в конвертері цеху №1 в і електропечі № 12 цеху № 2;

Завершити будівництво відділення пилу і шламів цехів № 1 - 4 і газоочистки електропечі № 12 цеху № 2;

Частина електропечей цеху № 4, зайнятих на виплавці феросиліцію, перевести в резерв (2-3 електропечі, залежно від змінної потреби);

Останні електропечі експлуатувати на виплавці силікомарганця.

Виробничі потужності Стахановського заводу феросплавів передбачається зосередити на виробництві феросиліцію і ферохрому. З цією метою на електропечах № 7 і № 8 передбачається виробництво високовуглецевого ферохрому в об'ємі 70 тис.т./р. з використанням кускової хроморудної сировини.

Електропечі № 5 і № 6 переводяться на відкритий режим з відповідним будівництвом нової газоочистки. Ці печі виплавлятимуть високопроцентний феросиліцій. Останні печі, залежно від завантаження, частково переводяться в резерв.

Передбачаються дві черги будівництва. Перша черга - електропіч № 8 перекладається на виплавку 35 тис. т/р. високовуглецевого ферохрому. При цьому:

) розширюється відкритий склад шихти і реконструюється шихтопідготовка і шихтоподача з відкритого в закритий склад шихти;

) реконструюється установка власне електропечі № 8;

) встановлюється дробильно-сортувальну устаткування для подрібнення товарного сплаву в складі готової продукції;

) реконструюється існуюча газоочистка “сухого” типа.

Друга черга - електропіч № 7 також перекладається на виплавку 35 тис.т/р. високовуглецевого ферохрому з аналогічною для власне електропечі № 8 реконструкцією.

На Донецькому хіміко-металургійному заводі (ДХМЗ) передбачається організувати виробництво феротитану і інших металотермічних феросплавів і лігатур. Для цього пропонується здійснити наступні заходи.

Перша черга можливе виробництво позапічного 30% феротитана з сировини України в об'ємі 2,0-2,5 тис.т/р на існуючих потужностях цеху № 1 у відділеннях лігатур. Крім того, в цих же відділеннях згідно потреби і при забезпеченні сировиною, може бути здійснене виробництво сплавів і лігатур з хромом, молібденом, вольфрамом, ніобієм до 3,0 тис.т/р. Буде потрібно будівництво відділення по виробництву алюмінієвої крупки і грануляту, а також відділення для дроблення і випалення вапняку.

Друга черга 2005-2014 р.р. - будівництво нового цеху для виробництва 10-15 тис.т/р. 30% і 80% феротитану і розширення відділень алюмінієвої крупки і випалення вапняку.

Виробництво силікоцирконія, а також (за наявності сировини) фероніобію, ферромолібдена і інших сплавів буде продовжуватися в існуючому цеху поряд з виробництвом традиційних сплавів і лігатур.

На Побужськом феронікелевому заводі пропонується організувати виробництво феросплавів з хромом в наступній послідовності.

В першу чергу здійснити:

реконструкцію з переходом на виробництво силікохрома електропечі потужністю 4,0 МВА;

перевести конвертерне відділення на виробництво низковуглецевого (4,0 тис.т/р.) і середньовуглецевого (3,0 тис.т/р.) ферохрому;

У другу чергу, після 2010 року, здійснити переклад однієї з двох феронікелевих електропечей на виробництво високовуглецевого ферохрому в об'ємі порядка 60 тис.т/р.

В умовах Запорізького образивного комбінату в цеху карбіду бору упроваджена нова технологія виробництва феробору з високим марочним вмістом основного елементу з використанням відходів основного виробництва і пилу газоочисних установок.

Існуюча електропіч на ділянці образивів з бором потужністю 2МВА забезпечує задану потребу у фероборі. Виробництво, що діє, зберігається до 2005 року. Надалі буде потрібно замінити електропіч і подальше облаштування спеціалізованої ділянки феробору. Окрім споживачів в Україні є передумови ефективної його реалізації на експорт, у зв'язку з чим в 2005 р. на ділянці необхідна організація шихтопідготовки і переробки готової продукції. Виробництво збільшується до 1,5 тис.р 20% сплаву (високомарочні сплави) з орієнтацією на експорт, а також для протирадіаційного захисту в Україні. [1]

1.2 Вибір і обґрунтування доцільної технології дефосфорації марганцевих концентратів в умовах ПАО ЗЗФ

Марганцеві руди вітчизняних родовищ характеризуються підвищеним вмістом фосфору. При їх використанні марганцеві сплави мають в своєму складі 0,5-0,6% фосфору.

Для отримання рафінованих сплавів із зменшеним вмістом фосфору, марганцеву сировину потрібно підвергати дефосфорації.

Труднощі дефосфорації марганцевих руд при їх збагаченні вимагають організації селективного видобутку і збагачення руд з пониженим вмістом фосфору, розробки нових методів дефосфораціі марганцевих руд, а також підготовки марганцевої сировини до плавки. Велика кількість розроблених хімічних методів дефосфорацііі марганцевих концентратів пояснюється великою різноманітністю як видів руд, так і форм утримання в них фосфору. Вміст фосфору в українських рудах коливаючись у межах 0,2-0,4%.

Промисловістю використовується 4 способи дефосфорації:

. Дітіонатний спосіб дефосфорації.

. Содовий спосіб дефосфорації.

. Гаусманітовий спосіб дефосфорації.

. Пірометалургійний спосіб дефосфорації.

1.2.1 Дітіонатний метод дефосфорації

Сутність дітіонатного способу полягає в продуванні «хвостів» збагачення марганцевих руд сірчистим газом SO2 та SO3. У сірчастій кислоті інтенсивно розчиняються оксиди марганцю з утворенням марганцевої солі дітіанатової кислоти та сульфату марганцю.

+2SO4 → MnS2O6-дітіонат марганцю+ SO3 → MnSO4 +1/2O2

Порожня порода осідає в осад у тому числі і фосфор. Розчинений марганець подається в електролізні ванни де при пропусканні постійного струму на аноді осідає електролітичний марганець. Частина розчину обробляється вапном.

MnS2O6+Ca(OH)2=Mn(OH)2+CaS2O6

Mn(OH)2→MnO+H2O

На «НЗФ» побудовано напівпромислову установка з обсягом виробництва 50 тис. тон на рік обесфосфоренного марганцевого концентрату.

1.2.2 Содовий метод дефосфорації

Сутність содового методу полягає у змішуванні меленого марганцевого концентрату з содою (соди 6%) та наступним спіканням при t0C = 9500.

Mn3(PO4)2+6Na3CO3→2(Na3PO4)+3MnO+3CO+3CO2

SiO2+2Na2CO3=NaSiO4+2CO2

При промиванні спечених концентрату водою, то 95% фосфору і приблизно 50% SiO2 переходить у розчин, а в осаді залишається марганцевий концентрат із вмістом Mn-більше 50%, Р = 0,01%, SiO2 = 8-10%. Для карбонатних руд більш прийнятною є гаусманітовий спосіб дефосфорації, сутність якого полягає в обробці обпаленого марганцевого концентрату 6% азотної кислоти.

1.2.3 Гаусманітовий метод дефосфорації

При гаусманітовому способі на першій стадії проводять окислювальний випал сирої руди для переводу будь-яких мінеральних форм марганцю у важкорозчинний оксид - гаусманіт (Mn3O4), на другій стадії вилуговують випалений концентрат у слабому розчині HNO3 для виборчого розчинення фосфору. Кількість вилученого фосфору складає 78-89%.

На стадії випалу протікає реакція:

MnCO3→Mn3O4+2CO2+CO

Mn3O4- не розчиняється в азотній кислоті

Mn3(PO4)2+6HNO3=2H3PO4+3Mn(NO3)2+3H2O

При зливанні розчину видаляється 90% фосфору. В результаті вміст фосфору в концентраті знижується в 10 раз.

1.2.4 Пірометалургійний метод дефосфорації

На «ЗЗФ» використовують пірометалургійних спосіб дефосфорації, сутність якого полягає в селективному відновленні оксидів марганцевого концентрату при недоліку відновника,при цьому оксиди що володіють малою спорідненістю до кисню відновлюються і переходять в метал, а оксиди з високою спорідненістю до кисню сплавляються між собою утворюючи низько фосфористий переробний шлак. Більш ґрунтовно пірометалургійний спосіб дефосфорації наведено в розділі 2.3 Фізико-хімічні основи пірометалургійного способу дефосфорації.[5]

пірометалургійний дефосфорація марганцевий баланс

2. СПЕЦІАЛЬНА ЧАСТИНА

.1 СТП і використання ВМСН-78 в умовах ПЦ3

Феромарганець високовуглецевий застосовується при виробництві спеціальних марганцевих сталей. Шлаки марганцеві переробний ( ВМСН ) , одержуваний при виробництві високовуглецевого феромарганцю бесфлюсовой способом , застосовується при виробництві марганцевих феросплавів з низьким вмістом фосфору.

За хімічним складом та фізичними властивостями високовуглецевий феромарганець повинен задовольняти вимогам ДСТУ 3547-97

Таблиця 1. - Склад металу

Марка	Массовая доля, %
		Mn	C	Si	P	S
ФМн78Б	Стандарт	75-82	7,0	6,0	0,70	0,03
	Фактично	75-82	5,0-7,0	1,0-4,0	0,6-0,7	0,02

Шлак марганцевий переробний повинен задовольняти вимогам стандарту підприємства СТП 144-2-04.06-99

Таблиця 2. - Склад шлаку

Марка шлака	Массовая доля, %
	Марганца не менее	Фосфора не более
ВМСН-78	38	0,015

Використання ВМСН - 78 в умовах ПЦ №3 :

. Для виплавки марганцю металевого та низько і середньовуглецевого феромарганцю застосовується рідкий шлак ( ВМСН 78).

. Для виплавки металевого і низько і середньовуглецевого феромарганцю , феросилікомарганцю застосовується твердий шлак ( ВМСН 78 ) фракції:

цех № 1 - не більше 100мм

цехи № № 2,3 - не більше 80мм.

. Складування , підготовка твердих шлаків здійснюється в плавильних цехах у встановленому технологією порядку.

. Склад шихти для виплавки марганцевих сплавів з використанням шлаків визначає старший майстер. [4]

2.2 Вплив легуючих елементів та домішок на якість сплаву

.2.1 Вплив вуглецю

Вуглець є чи не головною домішкою сталі, значною степеню визначають її властивості. В процесі виплавки можливо отримання сталі з широкими межами змісту вуглецю від нижнього його вмісту в технічно чистому залозі (0.02-0.03) до 1.3-1.4% в спеціальні марки інструментальної сталі.

Основний вплив вуглецю на властивості стали полягає в наступному: з збільшенням вмісту вуглецю підвищується твердість і міцність сталі і відчасно помітно знижується пластичність; таким чином, загальна твердість і міцність, вуглець одночасно підвищує крихкість сталі.

Щоб пояснити такий вплив вуглецю на сталь, необхідно коротко торкнутися властивості самого заліза.

Знаменитий російський металург Д.К. Чернов ще в 1868 р. вперше показав, що залізо при нагріванні до 900 змінює свій склад стає здатним приймати загартування. Така зміна стану заліза пов'язано із зміною, перебудовою його кристалічної будови. Явище це (що зустрічається і у інших елементів) називається аллотропієй.

В даний час прийнято наступне позначення різноманітних станів заліза ( аллотропіческих модифікацій) .

а ) При звичайних температурах і при нагріванні приблизно до 900 ° залізо знаходиться в стані α ( альфа ) ; таке α - залізо магнітне і практично не розчиняє в собі вуглецю ( точніше - розчиняє при 720 ° не більше 0,03 % вуглецю і при кімнатній температурі - не більше 0,008 %); структурна складова сталі , що складається з α - заліза ( з розчиненими в ньому домішками ) , називається ферритом .

б) При температурах вище 900 ° залізо переходить в стан γ (гамма ) , стає немагнітним і здатним розчиняти в собі до 1,7 % вуглецю ( немагнітний твердий розчин вуглецю в γ - залізі називається аустенітом і є важливою структурною складовою багатьох видів сталі).

в) При температурі 1401-1528 ° залізо переходить в мало - досліджену форму δ ( дельта ) , близьку за властивостями до ферриту . Зворотній перехід γ - заліза в α залізо при охолодженні відбувається при більш низьких температурах , 740-760 °.

При наявності в сталі спеціальних домішок точки перетворення можуть бути сильно зміщені.

Так як вуглець добре розчинний у рідкому залізі , а так же у твердому гамма - залізі, а в альфа- залізі майже не розчинний , то при охолодженні сталі ( при переході заліза з стану γ в α ) вуглець випадає з твердого розчину у вигляді з єднання з залізом . Тому при кімнатній температурі вуглець присутній в сталі у вигляді цієї хімічної сполуки його з залізом - карбіду заліза Fe3C (так званого цементіта) , що має високу твердість .

При виплавці сталі в мартенівських і в електричних печах (так званий процес з окисленням ) вуглець є основним елементом , реакції якого визначають хід процесу плавки та якість отриманої сталі. Тому з точки зору cсталеплавильника вуглець є основною домішкою сталі.

.2.2 Вплив марганцю

Марганець є однією з найбільш важливих постійних домішок сталі. Велике значення має марганець як розкислювача . Яким би способом не виплавлялася сталь , марганець завжди знаходить собі застосування як розкислювач ; крім того , марганець є постійною домішкою чавуна , так як з'єднання його ( марганцева руда , мартенівський шлак ) вводять в шихту доменних печей. З цього марганець присутній в будь якій сталі.

Зазвичай вміст марганцю в сталі коливається від 0,20 ( інструментальна сталь ) до 0,8-1,0 %. При вмісті вище 1,0 % марганець стає спеціальною домішкою і сталі - спеціальної , марганцовистой .

Марганець помітно впливає на здатність сталі гартуватися ; із збільшенням вмісту марганцю прокаліваемость сталі підвищується. Далі , марганець помітною мірою зменшує шкідливу дію сірки на сталь.

Марганець робить також вплив на механічні властивості сталі - підвищує твердість, межа міцності опч ( в кг/мм2) і межа плинності отк ( в кг/мм2) ; одночасно показники пластичних властивостей сталі - відносний стиск ψ (в % ) , подовження γ (в %) , ударна в'язкість αн ( в кгм/см2 ) - знижуються , причому тим помітніше , чим вищий вміст з сталі вуглецю. Тому в сталі з відносно високим вмістом вуглецю ( інструментальна тощо) допускається менший вміст марганцю (рідко більше 0,4-0,5 %), ніж у сталі з більш низьким вмістом вуглецю.

На зварюваність стали марганець при вмісті до 1,0% не робить помітного впливу .

2.2.3 Вплив кремнію

Кремній є не менш важливою постійної домішкою стали , ніж марганець , і також енергійним розкислювачем ; по е тому він додається в процесі виплавки майже кожної сталі (крім так званої киплячої). Крім того, кремній, утворює стійке з'єднання з азотом, має здатність зв'язувати гази, що знаходяться в рідкій сталі (виходять щільні , без пузиристі зливки) . Сталь , в якій гази пов'язані кремнієм (або іншим аналогічно діючим елементом , наприклад , алюмінієм або кальцієм), отримала назву «спокійної» сталі , на відміну від киплячої , з якої гази частково виділяються у її затвердіння в ізложниці , а частино залишаються в злитку у вигляді бульбашок .

Подібно марганцю кремній підвищує чутливість сталі до загартування і робить вплив на її механічні властивості.

Для розкислення в сталь вводять 0,25-0,35 % кремнію , що достатньо для зв'язування основних кількостей газів в нормально виплавленої сталі.

Тому кремній як постійна домішка присутній в спокійній сталі в кількості не більше 0,4 %. Якщо вміст кремнію в сталі вище 0,5 , % , її слід вважати спеціальною, кременистої сталлю.

При звичайних змістах кремній не робить помітного впливу на зварюваність сталі.

2.2.4 Вплив фосфору

Фосфор є постійною домішкою сталі. Головним істочніком фосфору в сталі є залізні руди, зазвичай містять від 0,01 до 0,02% фосфору, а в окремих випадках (керченські бурі залізняки) до 1% і більше. У процесі отримання чавуну з руд в доменних печах фосфор практично повністю переходить в чавун; тому вміст фосфору в руді визначає і вміст фосфору в чавуні. При подальшому переділі фосфор чавуну частково або повністю (при кислому процесі) переходить в сталь.

Рисунок 1. - Скупчення фосфористих сполук (сульфідів) по межах зерен

Однією з головних особливостей цієї домішки сталі слід слід вважати підвищену схильність її до нерівномірного розподілу у зливку, тобто до ліквації. Внаслідок того навіть при невеликій загальній кількості фосфора вміст його в окремих частинах злитка сталі може досягати значних розмірів, що негативно позначається на властивість металу.

Причиною негативного впливу фосфору є спосібність його утворювати крихкі фосфористі з'єднання ( фосфіди ) , що скупчуються по кордонах кристалічних зерен сталі і ослабляють зв'язок між ними . Це ослаблення зв'язку між зернами проявляється в підвищеній крихкості стали на холоду ( хладноломкості ) . Чим вищий вміст вуглецю в сталі , тим менше розчинність фосфору в залозі , тим більше його ліквація , а отже , і шкідливий вплив на властивості сталі.

При випробуванні механічних властивостей сталі вплив фосфору проявляється у зниженні ударної в'язкості , тим більше резком , чим вищий вміст в сталі вуглецю.

Рисунок 2. - Вплив вмісту фосфору і вуглецю на ударну в'язкість хромонікелевої сталі

Щоб зменшити шкідливий вплив фосфору на властивості сталі, зміст його прагнуть по можливості знизити шляхом підбору відповідних вихідних і додаткових матеріалів а також шляхом спеціальних прийомів ведення плавки. Максимальна допустимий вміст фосфору в сталі відповідального призначення не перевищує 0, 04-0,03% і в окремих випадках 0,02%. (крім високомарганцевої сталі Г13 і деяких інших); в автоматній сталі для підвищення її оброблюваності вміст фосфору підвищується до 0,08-0,15%.

.3 Фізико-хімічні основи пірометалургійного способу дефосфорації марганцевих концентратів

Легуючі елементи (кремній, марганець, хром, кальцій, вольфрам і ін.) знаходяться в рудах переважно у вигляді оксидів. Ці елементи і їх сплави із залізом (феросплави) отримують відновленням з руд. Оскільки разом з відновленням легуючого елементу відбувається відновлення окислення відновника, то основою процесів виробництва феросплавів є окислювально-відновні реакції. Оскільки процес може протікати лише із зменшенням вільної енергії реакція відновлення легуючого елементу може йти тільки у тому випадку, коли пружність дисоціації оксиду відновника (рівноважний порціальний тиск кисню) менше пружності дисоціації оксиду легуючого елементу. Зміна вільної енергії утворення оксидів елементів, що представляють зацікавленість для феросплавного виробництва, за реальних температурних умов феросплавних процесів.

Особливими властивостями володіє оксид вуглецю, термодинамічна міцність якого на відміну від інших оксидів з підвищенням температури зростає. Це приводить до того, що при достатньо високій температурі, вуглець може відновити будь-який з елементів. Враховуючи спорідненість до кисню, як відновники застосовують переважно вуглець, кремній і алюміній. Найбільше застосування отримав вуглець, який здатний при відповідних температурах відновлювати практично будь-які елементи. Відновлення металів вуглецем при високих температурах отримало назву вуглетермічного відновлення . Особливістю вуглетермічного відновлення металів є утворення карбідів, що приводить до отримання сплавів, насичених вуглецем . Тому таке відновлення застосовується в тих випадках, коли немає обмежень за змістом у феросплаві вуглецю або проводиться його зневуглецювання.

Сутність пірометалургійного способу дефосфорації марганцевих руд полягає у селективному відновленні оксидів марганцевої сировини при недостачі відновника. Повнота і послідовність поновлення оксидів визначається спорідненістю елементів до кисню.

Реакціями процесу є:

MnO→Mn2O3+1/2O2 (t=425o)

Mn2O3 +CO→2Mn3O4+CO2

Mn3O4+CO→3MnO+CO2

MnO+4C→Mn3C+3CO (t=1223o)+C→MnO+CO (t=1400o) (45-50%)

Оксиди які відновлюються утворюють ФМн78Б.

Fe2O3+3C=2Fe+3CO (95%)

P2O5+5C=2P+5CO (90%)2+2C=Si+2CO (2%)

Оксиди які не відновлюються утворюють шлакову фазу:

Mn+SiO2=2Mn*SiO2

Al2O3+SiO2=Al2O3*SiO2

CaO+SiO2=CaO*SiO2

MgO+SiO2= MgO*SiO2

Шлак, що утворився ВМСН -78 повинен містити: Mn=30-40%, SiO2=28-35%, P до 0,013%.За сучасним уявленнями фосфор не утворює твердих розчинів у марганці, не дивлячись на відносно високу розчинність у рідкому марганці. У процесі кристалізації розчинів системи утворюються фосфіди. Змінення термодинамічного потенціалу реакції утворення фосфідів марганцю Mn3P и Mn2P у інтервалі температур 1100-1400 К описується вираженням:

 

Експериментально доведено, що термодинамічна міцність фосфіду марганцю вища, за фосфіди заліза, хоча маються данні, які свідчать інше. У розплавах системи Mn-P має місце сильна між часткова взаємодія марганцю і фосфору, яка характеризує значні відхилення від закону Рауля. Пониження концентрації фосфору у марганці с 1,5 до 0,5% супроводжується зменшенням його активності з 0,041 до 3*10-5 при одночасному збільшенні активності марганцю з 0,59 до 0,98. Вивчення процесів випарення сплавів Mn-P методом високотемпературної масс-спектроскопіїї показала, що випар фосфідів марганцю відбувається з дисоціацією у газовій фазі на Mn i P.

Рисунок 3.- Діаграма стану системи Mn-P. [5]

2.4 Технологічні особливості виробництва вуглецевого феромарганцю і ВМСН78 в умовах ПЦ № 3 ВАТ “ЗЗФ”

.4.1 Готова продукція

Феромарганець високовуглецевий застосовується при виробництві спеціальних марганцевих сталей. Шлаки марганцеві переробний ( ВМСН ) , одержуваний при виробництві високовуглецевого феромарганцю бесфлюсовой способом , застосовується при виробництві марганцевих феросплавів з низьким вмістом фосфору.

За хімічним складом та фізичними властивостями високовуглецевий феромарганець повинен задовольняти вимогам ДСТУ 3547-97.

Шлаки марганцеві переробний повинен задовольняти вимогам стандарту підприємства СТП 144-2-04.06-99.

Вихідні матеріали

Для виробництва високовуглецевого феромарганцю застосовуються такі шихтові матеріали :

• марганцеві концентрати 1 -го , 1Б , 2 -го сортів , що задовольняють вимоги ТУ 14-9-277-97;

• Імпортні марганцеві руди , що задовольняють вимогам контрактів на поставку. Хімічний та гранулометричний склади імпортних руд повідомляються цеху перед початком використання.

• марганцевий агломерат , що задовольняє вимогам ТУ У 14-9-374-98;

• окатиші пилекоксові , згідно СТП 144-2-04.11-97;

• горішок - коксовий , якість коксового горішка повинно відповідати вимогам ТУ У 322-00190443-120-97.

• сталева стружка , окалина прокатного й ковальського виробництва , якість яких повинна задовольняти вимогам ДСТУ 4121-2002;

• вапно марки ІФ- 2 (у випадках виплавки сплаву з особливими вимогами ) . Якість вапна має задовольняти вимогам ТУ У 26.5-00193714-042-2001;

• вапняк , в т.ч. відсіви фр.0 - 20мм , що задовольняє вимогам ТУ У 322-16-76-97;

Допускається часткова заміна горішка коксового кам'яними вугіллям марок АМ і ДГМ , що відповідають вимогам:

• вугілля марки ДГМ за ТУ У 12.23472138.010-97;

• вугілля марки АМ - антрацит по ТУ У 12.00185755.075 - 94.

Якість сировини і відповідність його вимогам нормативно - технічної документації контролює ВТК заводу .

2.4.2 Зберігання і підготовка шихтових матеріалів до плавки

Марганцеві концентрати та агломерат подаються в шихтових відділення у залізничних вагонах , зберігаються в окремих приямках за сортами та видами .

Всі марганцеві концентрати , а імпортні з потреби , попередньо просушиваются до вологи не більше 10 % за технологією , зазначеної в інструкції ІЕ 144 -Ф- 53 -02 " Експлуатація обладнання печі киплячого шару і барабана для сушки марганцевого концентрату в плавильному цеху № 3 ». Верхня межа вмісту вологи в підсушених концентратах 10 % встановлений на підставі вимог п.6.3.97 " Правил безпеки у феросплавному виробництві " ДНАОП 1.2.10-1.05-97 .

Для виробництва високовуглецевого феромарганцю бесфлюсовой способом застосовуються в основному концентрати 1 і 1Б сортів.

При недостатній кількості концентратів зазначених сортів готуються суміші з концентрату 1 ( 1Б ) сорти і 2 сорту у співвідношенні 2:1 або 1:2 , відповідно.

Можлива заміна частки концентрату 2 сорту або частини її агломератом .

Підготовка вищевказаних сумішей проводиться за вказівкою ст. майстра , залежно від наявності сировини і від того, на якому сплаві буде використаний переробний шлак ( ВМСН - 78):

• марганецсодержащих суміш у співвідношенні 2:1 готується для виплавки ФМн78Б, шлак якого буде використаний для виробництва металевого марганцю , середньовуглецевого феромарганцю і феросилікомарганцю .

• суміш 1:2 застосовується для виплавки ВМСН - 78 , що застосовується для виробництва середньовуглецевого феромарганцю і феросилікомарганцю .

Підготовка сумішей проводиться об'ємним способом , коли краном по черзі забирається вказана кількість грейферів відповідного матеріалу і розсипається по всій площі окремого приямка .

Перемішана марганецсодержащих суміш забирається вертикальними зрізами і вивантажується в бункери дозувальних вузлів.

Марганцевмісні суміші , з використанням імпортних руд , підготовляється в процесі дозування . Задані співвідношення встановлюються заступником технічного директора з виробництва залежно від наявності сировини і поставлених технологічних завдань його використання.

За відсутності запасу підсушеного марганцевого концентрату через обмеження в споживанні природного газу , для виробництва сплаву застосовуються марганцевмісні суміші, які з марганцевих концентратів , агломерату та скрапів від виробництва сплаву.

Старший майстер встановлює співвідношення матеріалів при підготовці цих сумішей. При цьому вміст вологи в них не повинно перевищувати 10 %.

Вуглецеві відновники надходять у вагонах МПС і зберігаються за видами в окремих приямках .

Вуглецеві відновники інших видів і марок , що надходять в цех , повинні відповідати вимогам відповідних технічних і контрактних умов , які мають бути надані до початку їх використання.

Сталева стружка подається з цеху № 4 підготовленої (довжина витка не більше 50мм) на залізничній платформі або в коробах автомашиною .

Окалина подається в шихтове відділення цеху в залізничних вагонах , зберігається в окремому приямку .

Вапно ( вапняк ) подається в цех в ж . д. вагонах.

При зберіганні шихтових матеріалів не допускається забруднення їх сторонніми домішками.

2.4.3 Дозування і подача шихтових матеріалів на піч

Дозування і транспортування марганцевої сировини, коксіка, скрапів проводиться в металевих саморозвантажних баддях .

Зважування шихтових матеріалів для виплавки високовуглецевого феромарганцю проводиться в дозувальних вузлах на 10-ти і 3 -х тонних вагах, похибка яких не повинна перевищувати +0,1 %.

Колоша шихти складається в наступному порядку: на початку зважується коксік , скрапи, марганцева сировина, стружка (окалина). Причому, стружка (окалина) підшихтовується на пічному майданчику або задається в піч після випуску з майданчика . Порядок набору та зважування шихтових матеріалів , в т.ч. вапна (вапняку) встановлюється старшим майстром цеху .

С дозована шихта подається в цебрі краном в пічні кишені . У кожну кишеню вивантажується по 2-3 колоши , остання навішування завантажується після витрачання попередньої.

2.4.4 Електричний режим ведення плавки

Для виплавки сплаву на графітірованних електродах встановлюються робочі ступені трансформатора 4 - 3 - 2.

При виробництві сплаву на самоспекаючих електродах, з метою забезпечення допустимої щільності струму (9,5 а/мм2), потужність на печах витримується приблизно 70-80% від номіналу.

Це досягається підтриманням сили струму, вимірюваної:

• з високої сторони трансформатора, згідно

Таблиці 3. - Сила струму (А) з високої сторонни

Діаметр самоспека. електрода, мм	Ступень напруги	Сила струму (А) з високої сторонни залежно від живлячої напруги, кВ
		<10,0	> 10,0
500	2	270	245
500	3	240	220
500	4	216	195
500	5	198	180

• З низькою боку трансформатора ( 7 МВА) не більше 18,7 кА . 5.4 . Для досягнення стійкої насадки електродів з глибиною занурення в шихту 300 - 500 мм , трансформатор печі перекладається на нижчі ступені , в т.ч. у випадках підвищення напруги живлення.

Перемикання трансформатора з ступені на ступінь проводиться за вказівкою ст. майстра (майстра) у порядку , зазначеному в інструкції з експлуатації печей цеху № 3 ІЕ 144 -Ф- 04 -03.

Контроль встановленого електричного режиму здійснюється контрольно вимірювальними приладами з допустимими похибками вимірювання :

амперметрів +1,5 %;

вольтметрів +1,5 %;

ватметрів +2,5 ;

ел. лічильників +1,0 .

Крім того , на печах 7 МВА - засобами АСУ "Майстер" .

2.4.5 Ведення плавки

Виплавка високовуглецевого феромарганцю бесфлюсовим способом ведеться безперервним процесом з закритим колошником і періодичними випусками продуктів плавки. Випуск проводиться при зніманні приблизно 11200-12500 кВтг . Знімання ел.енергії понад 13000 кВтг . На плавку не допускається. Графік випусків встановлюється ст . майстром. Залежно від кількості випусків з'їм на плавку може бути зменшений. Завантаження шихти в піч з бункера проводиться за допомогою завантажувальних лотків.

Просушування концентратів здійснюється відповідно до вимог інструкції ІЕ 144 -Ф- 53 - 02 « Експлуатація обладнання печі киплячого шару і барабана для сушки марганцевого концентрату в плавильному цеху № 3 ».

Шихту в піч завантажують періодично , у міру її сходу не допускаючи проплавлення, підтримуючи конус з шихти навколо електродів висотою 300 -500мм .

Рівень колошника повинен забезпечувати мінімальний ульот марганцю, нормальну посадку електродів і прогрів подини печі. Рівень колошника визначає ст . майстер .

При плавці особливо важливо забезпечити рівномірний сход шихти . У разі його порушення (шихта спеклася , зависла), подальший обвал шихти може призвести до потрапляння в зону високих температур (1300- 14000С) непрогрітій шихти з високим вмістом вищих оксидів марганцю (МnО2 і Мn2О3) і бурхливій взаємодії цих окислів з вуглецем , в результаті якого можуть бути викиди гарячої шихти та рідкого шлаку з печі. Перед випуском припиняється завантаження шихти і обробка колошника . Піч перекладається на ручний режим управління електричним режимом. По закінченні випуску прогріта шихта з відкосів стикається під електроди , після чого починається завантаження шихти з бункерів .

Для забезпечення рівномірного сходу шихти і газопроникності колошника необхідно періодично збивати гребком спечені ділянки колошника , при цьому дотримуючись вимог інструкції з техніки безпеки № 03-14 для « плавильників плавильного цеху № 3 » , обвалювати завислу шихту у електродів , маневруючи ними . У випадках надмірного виділення колошникового газу через льотку при випуску розплаву , з метою безпеки , з дозволу начальника зміни (майстра) , допускається короткочасне відключення печі для закриття льотки .

Виплавка феромарганцю з кремнієм до 1% виробляється з марганцевого концентрату 1 -го і 1Б сортів ; з кремнієм до 2% - з концентрату 1 -го , 1Б і 2 -го сортів. При цьому вводити вапно (вапняк) в шихту немає необхідності.

При використанні в сумішах концентрату 2 сорту , в цілях отримання феромарганцю до 2% , в ​​шихту вводяться флюси.

Таблиця 4. - Склад колоши

№	Найменування матеріалу	Склад колоши із сумішей із заданим співвідношенням сортів марганцевих концентратів / кг.нат.
		1:2 (1:1)	1:2 (3:1)	1Б:2 (1:1)	1Б:2 (1:3)	1:1Б (2:1)
1.	Марганцевий концентрат 1с	45	71	-	-	63
2.	Марганцевий концентрат 1БС	-	-	46	22	37
3.	Марганцевий концентрат 2с	55	29	54	78	-
4.	Горішок коксовий (сухий)	14-14,5	14,5-14,9	14-14,5	13,5-14	14,1
5.	Залізна стружка	2,05	2,26	2,17	1,89	1,95
6.	Ізвість (вапняк)	4,2-4.8 (7,1-8,2)	3,4-4,0 (9,8-6,8)	4,4-5,0 (7,5-8,6)	4,2-5,4 (7,1-9,2)	-

Рішення про введення флюсів до складу шихти приймає ст. майстер, виходячи з результатів роботи печі, наявності та якості сировини і вимог контрактів.

Процесом плавки повинно бути забезпечено:

Максимальне використання потужності печі;

Стійка посадка електродів з глибиною занурення в шихту 500 -700мм;

Рівномірний випуск металу і шлаку з печі.

Для контролю технологічного процесу від кожної плавки відбирається проба шлаку на вміст у ньому Мn у металі - на Si , Mn , C , P , Fe. Відбір проб металу проводиться з виливниць після розливання . Проба шлаку відбирається з другого шлакового ковша. Відібрані проби відправляються плавильником в лабораторію. Зміна порядку відбору проб встановлює ст . майстер цеху .

За змістом Мn в шлаку , Si , Mn , C , P в металі здійснюється коректування шихти . Коригування коксіка проводиться за вказівкою ст. майстра.

Для своєчасного корегування навішування коксіка застосовується також формула:

 

Рк.с. - Розрахункова навішування коксіка сухого, кг;

- навішування вологого марганцевої сировини, кг;с - середньозважена волога марганцевої сировини,%;

,116 = 12 х (0,493 + 0,04) - стехиометричний коефіцієнт;см - середньозважене зміст Mn в суміші,%;

,1 - середня кількість С, необхідного для відновлення оксидів SiO2, FeO, P2O5 і на навуглецювання сплаву;

,82 - частка С в коксіка;

,65 - активність С, що враховує чад і корисне використання для відкритої печі.

Приклад розрахунку навішування коксіка:

 

2.4.6 Випуск і розливка сплаву і шлаку

Випуск продуктів плавки проводиться відповідно до графіка.

З метою запобігання надмірного накопичення розплаву в печі , що може призвести до порушення електричного режиму , аварії на горні і прогару ванни , з’їм електроенергії між двома випусками понад 13 тис.кВтч не допускається. Рішення про відключення печі або зниженні її потужності приймає ст. майстер , начальник зміни (майстер) .

Випуск металу і шлаку проводиться одночасно через одну льотку в сталеві ковші , встановлені каскадно . Метал і шлак з печі зливаються в перший ошлакованний ківш , потім у міру його наповнення шлак витісняється металом у поруч стоячий неошлакованний ківш , встановлені каскадно .

До моменту випуску старший горновий повинен приготувати в робочий стан ковші:

Під шлак - обприскати вапняним молоком , зливні «носки» обмазати вогнетривким розчином і просушити ;

Під метал - перевірити шлакову кірку (гарнісажу) або завести нову з шлаку передільного (ВМСН - 78). Зливні «носки» також обмазати вогнетривким розчином.

Після установки ковшів під випуск провести остаточну перевірку стану зливних «носків » для безаварійного проведення випуску.

Команда на випуск плавки старшому горновому дається бригадиром печі.

Для більш повного виходу металу і шлаку , льотка розправляється відразу ж на «повне очко».

Нормально працююча льотка повинна оброблятися від легких ударів вістря сталевого ломика.

У разі якщо льотку обробити ломиком не вдається , то як крайній захід, дозволяється разделка льотки киснем. Для зниження кількості цих випадків необхідно виконати вимоги з видалення залишків ніпелів з печі.

Закладення льотки проводиться меленим порошком ( фр. 0-20 мм) з шлаків феросилікомарганцю .

За вказівкою ст. мастера (майстри) , у разі збільшення льотки більше 120 мм , остання набивається сумішшю, що складається з рівних частин периклазовой крупки і відсівів електродної маси.

Для проведення розливання , ковші з металом і шлаком , після закриття льотки , викочуються в розливний проліт з допомогою лебідки.

Ківш з металом краном знімається з візка і подається для заливки шлаку в піч, яка виплавляє середньовуглецевий феромарганець марки ФМн88Р40. Заливка шлаку припиняється з появою бризок металу в струмені , потім заливається розрахункова кількість високовуглецевогоферомарганцю. Вага залитого шлаку і сплаву фіксується за даними табло на розливному крані.

Що залишився метал розливається у виливниці .

Ковші зі шлаком подаються для заливки в піч , що виплавляє ФМн88Р40 .

Високовуглецевий феромарганець ФМн78Б розливається у виливниці згідно з вимогами інструкції ТІ 144 -Ф- 74 - 99, після попереднього зливу і скачування шлаку з ковша з металом в окремо стоячий ківш , при цьому горновий стежить за тим , щоб з шлаком не виходив метал .

Залишки шлаку з ковша з металом викачуються гребенем вручну в шлаковні або ківш на спеціальному стенді , тут же проводиться очищення ковшів після розливання .

Для зниження втрат металу з гарнісажу перших ковшів , останні перебираються згідно затвердженого «Плану організації робіт з перебиранні та обліку ковшових залишків на виплавці ФМн78».

Обраний метал, очищений від шлаку, зсипається в окремий короб, контролерами ВТК відбирається проба і після отримання аналізів сплав маркується .

Шлаки, що відповідає вимогам СТП, направляється для виплавки ФМн88, ФМн90, Мн9 , МнС25 і МнС17.

Скрапи від перебирання направляються в переплав .

Відбір проб від рідкого металу здійснюється відповідно до вимог інструкції ОТК 144-14-5-98 «Феромарганець. Методи відбору проб для визначення хімічного складу». Навчання горнових і машиністів розливної машини методам відбору проб здійснює виробничий майстер.

Проба металу для визначення в ній Mn, Si, C, P, Fe відбирає горновий за допомогою сталевої ложки з виливниць після розливання .

Проба шлаку, відібрана з ковша під час випуску, доставляється горновим в ЦЗЛ, де здійснюється експрес-аналіз на вміст Mn.

Оброблення сплаву в СГП проводиться не раніше, ніж через 16 годин після випуску плавки.

Сплав складається по плавочно в металеві коробки і зважується .

Після отримання маркувального аналізу , що підтверджує відповідність хімічного складу сплаву пропонованим вимогам , злитки піддаються обробленні на столі.

Готовою продукцією вважаються плавки , мають маркувальний аналіз, здані в склад і прийняті ВТК. Прийнятий ОТК метал комплектується по аналізах в партії, після чого проводиться відвантаження його у вагони. [ 4 ]

.5 Метрологічне забезпечення виробництва вуглецевого феромарганцю і ШМП78 в умовах ПЦ № 3 ВАТ “ЗЗФ”

З метою забезпечення отримання стандартного за хім.состава сплаву на заводі впроваджено метрологічне забезпечення , яке здійснюється за такими напрямами:

. Вхідний контроль вступників матеріалів .

. Контроль технологічного процесу.

. Вихідний контроль продуктів плавки.

ВТК заводу здійснює контроль за якістю надходять сировинних матеріалів , кожухів електродів. Контроль за дотриманням технології виробництва ведеться згідно СТП ТО - 02 «Аналіз роботи і контроль технології в плавильних цехах ». Контроль за дотриманням вимог інструкції ВТК 144-14-5-98 з відбору проб здійснює майстер зміни . Контроль якості відібраних проб , при здачі в пробну , здійснює дробильник ЦЗЛ . При виявленні невідповідностей або порушень правил відбору проб на будь-якому з етапів їх підготовки , відповідальний за контроль зобов'язаний вжити заходів щодо недопущення до аналізу такої проби і організувати повторний відбір , в тому числі і від холодного металу. Контрольний розсів коксової продукції проводитися ВТК один раз на тиждень відповідно до затвердженого положення системи якості ЗФЗ -ПО - 02 «Про порядок проведення рассевов коксової продукції в цехах заводу». Результати розсіву оформляються довідкою , екземпляри якої передаються в цех і техотдел .

Контроль електричного режиму роботи печі проводиться за допомогою:

• лічильників активної та реактивної енергії;

• фазних вольтметрів на вторинній стороні пічних трансформаторів;

• амперметрів струму;

• вольтметрів ;

Контроль за водним охолодженням обладнання печей покладається на старшого плавильника . Старший плавильник, під час прийняття зміни , повинен переконатися у відсутності почервонінь кожуха печі. На пульті управління печі є звукова та світлова сигналізація включення або відключення печі. ВТК заводу виробляє приймання сплаву по плавочно на основі результатів хімічного аналізу і зовнішнього огляду. При наявності шлаку на поверхні , злиток підлягає попередньому очищенню , після чого допускається до дроблення . Остаточна приймання феромарганцю здійснюється контролером ВТК безпосередньо перед відвантаженням його у вагон. Контроль і керівництво технологічним процесом в цеху здійснює старший майстер . Проводить систематичний аналіз роботи печей , зіставляючи фактичну продуктивність , витяг провідного елементу , питома витрата електроенергії , сировини і матеріалів до встановлених норм. Первинним документом обліку та контролю виробництва є пічної журнал .

У пічному журналі фіксуються :

• співвідношення компонентів шихтових матеріалів , кількість добавок шихти;

• кількість заданих колош шихти;

• перепуск електродів - величина і час перепуску ;

• електричний режим - щабель і напругу з високої сторони , з'їм електроенергії в зміну і добу ;

• простий печі - причина і тривалість ;

• характеристика роботи печі в перебігу зміни ;

• номер , вагу і маркувальний аналіз плавки;

• вага завантажує мої електродної маси ;

• середня потужність печі;

• температура кожуха печі;

• табель бригади.

Наведений у пічному журналі сумарна вага витрачених електродної маси та кожухів відбивається в звітній техніко - економічної документації цеху . Що зміни пічний журнал підписується бригадиром печі , майстром зміни . Контроль технології з боку начальника цеху здійснюється що доби по записах в пічному журналі .

Таблиця 5. - Метрологічне забезпечення виробництва ФМн78Б

№	Параметр	од.вим	Техн. Допущ.погрішн.	Робочий діап.зм.пар.	Діап. шкали прил.	Період вимір.
	Вхідні параметри:
1	марганцевий концентрат	кг	0,10%	12000	0-5000	При кожн. взвіш.
2	Коксік	кг	0,10%	1800	0-5000
	електричні параметри
3	напруга з високої сторони	кВ	1.5%	10,0-11,5	0-15	Постійно
4	оптим. нап. низшої сторони	кВ	1.5%	161-321	0-400
5	струм вис.стор.тр-ра	А	1.5%	220-260	0-500
6	струм.опт.реж.	кА	1.5%	18,5-18,7	0-50
7	оптим. потужн. печі	МВА	2,50%	3,5-4,5	0-10
8	реакт.потужність	МВА	2,50%	2,0-3,0	0-10
9	витрати активної електроенерг.	МВт	2,50%	3,8-4,5
10	витрати реактивної електроен.	МВА	2,50%	2,4-2,5
11	коеф. потужності	%		0,87-0,96
	технолог. параметри
12	росхід електродів	мм	100	1500-2000		2 рази на добу
13	тиск води на охолоджування	атм	2,50%	2,5-3,0	10	Неперервний
14	темп. води після охолодж.	С0	0,50%	40-60	100	Періодичний
	параметри сплава
15	Mn у сплаві	%	0,60%	75-82,0%
16	Si у сплаві	%	0,02%	6,00%
17	C у сплаві	%	0,20%	7,00%
18	P у сплаві	%	0,20%	0,70%
19	маса плавки	Т	0,03%	2,0-3,5%	10	Кожній плавці

3. РОЗРАХУНКОВА ЧАСТИНА

.1 Розрахунок шихти і матеріального балансу виплавки вуглецевого феромарганцю і ШМП78 в умовах ПЦ № 3 ВАТ “ЗЗФ”

Розрахунок ведемо на 100кг марганцевої суміші, що складається з 60% марганцевого концентрату 1с. і 40% марганцевого концентрату 2с.

Таблиця 6. - Хімічний склад готової продукції

№ п/п	Найменування продукції	Массова частка, %
		Mn	Si	C	P	Fe	SiO2
1.	Феромарганець ФМн78Б	79.0	6.0	6.0	0.66	8.8	-
2.	ВМСН-78	MnO	-	0.012	0.012	-	35.5
		36,0

Таблиця 7. - Хімічний склад шихтових матеріалів

Материал	Массовая доля, в %
	Mn	Mn2O3	MnO	SiO2	Al2O3	CaO	MgO	Fe2O3	P2O5	S	Na2O	K2O	BaO	ппп	С	W	Зола
Mn конц.1сорт	42,1	50,36	3,99	24	2,1	3,6	1,4	2,1	0,4	0,1	0,4	1,45	0,4	-	-	9,7	-
Mn конц.2сорт	36,5	52,46	-	25	2,2	3,7	1,5		0,42	0,1	0,44	1,51		-	-		-
								2,2					0,4			10,07
Коксик	-	-	-	-	-	-	-	-	-	1,8	-	-	-	-	80,2	5	13
Зола коксика	-	-	-	38,8	29,14	4,5	1,9	25,5	0,16	-	-	-	-	-	-	-	-
Эл.масса	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	84,0	6,0	10,0
Зола эл.массы	-	-	-	50,0	25,0	8,0	3,0	14,0	-	-	-	-	-	-	-	-	-
Антрацит	-	-	-	-	-	-	-	-	-	1,8	-	-	-	6,4	80,2	-	11,6
Зола антрациту	-	-	-	62	9,6	3,3	1,1	23,8	0,2	-	-	-	-	-	-	-

Таблиця 8. - Розподіл компонентів між продуктами плавки

Елемент	Переходить, %
	У метал	У шлак	В уліт
Mn	49,5	46,5	4,0
Si	4,0	90,0	6,0
Fe	95,0	5,0	-
S	1.1	88.7	10.2
Na	-	50,0	50,0
K	-	42,0	58,0
Ba	-	50,0	50,0

Таблиця 9. - Усереднений хімічний склад марганцевої суміші

	Доля	Mn	Mn2O3	MnO	SiO2	Al2O3	CaO	MgO	Fe2O3	P2O5	S	Na2O	K2O	BaO	W
Mn-конц.1c.	60	25.26	30.216	2.394	14.4	1.26	2.16	0.84	1.26	0.24	0.06	0.24	0.87	0.24	5.82
Mn-конц.2c.	40	14.6	20.984	-	10	0.88	1.48	0.6	0.88	0.168	0.04	0.176	0.604	0.16	4.028
Смесь	100	39.86	51.20	2.394	24.4	2.14	3.64	1.44	2.14	0.408	0.1	0.416	1.474	0.4	9.848

При вмісті марганцю у ФМн78Б 79% вихід сплаву складе:

*0,3986*0,495/0,79=24.975 кг.

Таблиця 10. - Розрахунок кількості вуглецю необхідного для відновлення оксидів марганцевої суміші.

Оксид	Реакція відновлення	Міра відновлення	Потрібно вуглецю для відновлення, кг
Mn2O3	Mn2O3 + 3C=2Mn+3CO	0.495+0.04	51.2*0.535*3*12/158=6.241
Mn2O3	Mn2O3+2C=2MnO + CO	0.465	51,2*0.465*12/158=1,808
MnO	MnO+C = Mn+CO	0.495+0.04	2,394*0,595*12/71=0,240
SiO2	SiO2 +2C = Si + 2CO	0.04+0.06	24,4*(0.04+0.06)*24/60=0,976
Fe2O3	Fe2O3+ 3C = 2Fe + 3CO	0.95	2,14*0.95*3*12/160=0.457
P2O5	P2O5+ 5C = 2P + 5CO	0.85+0.12	0.408*(0.85+0.12)*60/142=0.167
Итого:			9,889

Утворилося MnО з Mn2О3:

51,2*2*71/158 = 46,015кг

На навуглецювання сплаву до 6% потрібно внести вуглецю

24,975 * 0,06 = 1,498кг

Загальна витрата вуглецю складе:

,889 + 1,498 = 11,387кг

За даними роботи ПЦ №3 витрата електродної маси складає 1,25кг на 100кг марганцевої суміші.

Розрахунок активного вуглецю електродної маси:

SiO2: 1,25*0,1*0,5*0,1*2*12/60=0,003 кг

Fe2О3: 1,25*0,1*0,14*0,95*3*12/160=0,004 кг

Разом на відновлення оксидів витрачається вуглецю електродної маси: 0,003+0,004=0,007 кг.

Всього вноситься вуглецю електродами: 1,25*0,84-0,007=1,043 кг

Потрібно внести вуглецю коксиком, антрацитом: 11,387 - 1,043 = 10,344 кг

Таблиця 11. - Розрахунок активного вуглецю у коксику.

Оксид	Реакція поновлення	Міра поновлення	Потрібно вуглецю, кг
SiO2	SiO2+2C®Si+2CO	10	13,0*0,388*0,1*2*12/60=0,201
P2O5	P2O5+ 5C = 2P + 5CO	85	13,0*0,0016*0,85*5*12/142=0,007
FeO	FeO+C®Fe+CO	95	13,0*0,255*0,95*3*12/160=0,708

Разом: 0,916кг

Залишається активного вуглецю у коксику: 80,2-0,916=79,284кг або 79,284 %

З врахуванням 15% чаду на колошнику, потрібно внести коксика: 10,344*0.60/0,79284*0,85=6.653 кг

Згорить коксу на колошнику: 6,653*0,802*0,15=0,800 кг

Таблиця 12. - Розрахунок активного вуглецю у антрациті

Оксид	Реакція поновлення	Міра поновлення	Потрібно вуглецю, кг
SiO2	SiO2+2C®Si+2CO	10	11,6*0,388*0,1*2*12/60=0,180
P2O5	P2O5+ 5C = 2P + 5CO	85	11,6*0,0016*0,85*5*12/142=0,006
FeO	FeO+C®Fe+CO	95	11,6*0,255*0,95*3*12/160=0,63

Итого: 0,816кг

Залишається активного вуглецю в антрациті: 80,2-0,816=79,384кг або 79,384 %

З врахуванням 15% чаду на колошнику, потрібно внести антрациту: 10,344*0,40/0,79384*0,85=4,430 кг

Згорить антрациту на колошнику: 4,430*0,802*0,15=0,532 кг

Таблиця 13. - Вага і склад металу

Елемент	З суміші	Із золи коксу	Із золи антрациту	З ел.маси			кг	%
1	2	3	4	5			6	7
Mn	39,86*0,495==19,73	-	-	-			19,73	83,894
Si	24,4*0,04*28/60=0,455	6,653*0,13*0,4*0,04*28/60= 0,006	4,430*0,116*0,62*0,04*28/60=0,005	1,25*0,1*0,5*0,4*28/60=0,012			0,478	2,032
Fe	2,14*0,95*2*56/160= 1,423	6,653*0,13*0,2524*0,95*112/160=0,145	4,430*0,116*0,238*0,95*112/160=0,081	1,25*0,1*0,14*0,95**112/160=0,01			1,659	7,055
P	0,408*0,85*2*31/142=0,151	6,653*0,13*0,0016*0,85*62/ /142=сліди	4,430*0,116*0,002*0,85*62/142= сліди	-			0,151	0,642
S	0,1*0,11=0,001	6,653*0,018 *0,01=0,001	4,430*0,018*0,01=сліди	-			0,002	0,008
C	На навуглецювання				1,498			6,369
	Разом					23,518			100

Таблиця 14. - Вага і склад переробного шлаку

Оксид	Вноситься, кг				Разом
	Марганцевою сумішшю	Золою коксу	Золою антрациту	Золою ел. маси	кг	%
1	2	3	4	5	6	7
MnO	39,86*0,465*71//55=23,92	-	-	-	23,92	43,088
SiO2	24,4*0,9 =22,05	6,653*0,13* *0,41*0,9 =0,324	4,430*0,116*0,62*0,9 =0,40	1,25*0,1**0,5*0,9 =0,06	22,625	40,755
Al2O3	2,14	6,653*0,13*0,282=0,248	4,430*0,116**0,096=0,069	1,25*0,1**0,25 =0,03	2,462	4,435
CaO	3,64	6,653*0,13*0,035=0,030	4,430*0,116*0,033=0,023	1,25*0,1**0,08 =0,01	3,696	6,658
MgO	1,44	6,653*0,13*0,019=0,017	4,430*0,116*0,011=0,008	1,25*0,1**0,03 =0,004	1,464	2,639
FeO	2,14*0,05=0,17	6,653*0,13*0,2524*0,05=0,011	4,430*0,116*0,238*0,05=0,008	1,25*0,1*0,14*0,05= сліди	0,123	0,222
P2O5	0,408*0,03=0,014	6,653*0,13* *0,0016*0,03= сліди	4,430*0,116*0,002*0,03= сліди	-	0,012	0,022
S	0,1*0,887=0,009	6,653*0,887**0,018=0,108	4,430*0,018**0,887=0,099	-	0,185	0,333
Na2O	0,416*0,5=0,24	-	-	-	0,208	0,375
K2O	1,474*0,42=0,63	-	-	-	0,619	1,115
BaO	0,4*0,5=0,25	-	-	-	0,2	0,361
Разом утворюється шлаку					55,515	100

Визначаємо основність шлаку:

В = 6,70 + 2,72 / 40,67 =0,231

Визначаємо кратність шлаку:

К = 55,515/ 23,518= 2,360

Розрахунок складу і кількості газової фази, утворюється:

СО=(((6,653+4,430)*0,802 - (0,800+0,532)) + 1,25*0,84 - 1,498)*28/12=16,586 кг

Відліт Мn: 39,86*0.04=1,59 кг

Відліт Na2O: 0,416*0,5=0,208 кг

Відліт К2О: 1,474*0,58=0,854 кг

Відліт ВаО: 0,4*0,5=0,2 кг

Відліт Р:( 0,408+6,653*0,13+4,430*0,116)*0,06=0,107 кг

Волога і летючі: 9,848+(6,653+4,430)*0,05+1,25*0,06=10,477 кг

Утворюється СО2 при окисленні вуглецю на колошнику:

(0,800+0,532)*44/12=4,884 кг

При цьому витрачається О2 повітря : (0,800+0,532)*32/12=3,552 кг

З киснем вноситься азоту: 3,552*77/23=11,891 кг

Утворюється SО2 на колошнику:

(0,1+(6,653+4,430)*0,018)*0,102*64/32=0,061 кг

При цьому витрачається О2 повітря:

(0,1+15,232*0,018)*0,102*32/32=0,038 кг

Йому супроводиться азоту: 0,038*77/23=0,127 кг

Всього витрачається повітря: 3,552+11,891+0,038+0,127=15,608 кг

Всього утворюється газової фази:

,586+1,59+1,091+0,208+0,854+0,2+0,107+10,477+4,884+0,061+11,891+0,127= 48,076 кг

Таблиця 15. - Звідна таблиця матеріального балансу плавки

Задано	Кг	Отримано	Кг
1. Концентрату марганцевого 1 сорту	60	1. Металу	23,518
2. Концентрату марганцевого 2 сорту	40	2. Шлаку	55,515
3. Коксу	6,653	3. Гази і відліт	48,076
4.Антрациту	4,430	Нев'язка ((127,941-127,109) /127,941)*100%= =0,15%	12 %
5. Маси електродної	1,25
6. Повітря	15,608
Разом задано	127,941	Разом отримано	127,941

Витрата матеріалів на 1 базову тону феромарганцю складає:

Коефіцієнт перерахунку 1000 * 76 / 23,518* 83,4= 38,519

. Концентрат марганцевий 1 сорт: 60*38,519=2311,14 кг

2. Концентрат марганцевий 2 сорт: 40*38,519=1540,76 кг

. Коксик :6,653* 38,519 = 256,266 кг

. Антрациту : 4,430*38,519=170,639 кг

. Електродна маса: 1,25 * 38,492 = 48,148 кг

3.2 Розрахунок теплового балансу виплавки ФМн78Б

При розрахунку теплового балансу приймаємо теплові ефекти реакцій, приведені в таблиці 16.

Таблиця 16. - Теплові ефекти реакцій

№п/п	Реакція	-ΔкДж/моль	При перерахунку на 1 кг	Q=кДж/кг
1	C+1/2 O = CO	111612	C	9301
2	2МnO + SiO2 = 2MnOSiO2	49700	MnO	700
3	CaO + SiO2 = CaOSiO2	47712	CaO	852
4	MgO + SiO2 = MgOSiO2	36720	MgO	918
5	S + 3/2O = SO3	352000	S	11000
6	MnO® Mn + ? O	-389400	Mn	-7080
7	SiO2 ® Si + O2	-907200	Si	-32400
8	Fe2O3 ® 2Fe + 3/2 O	-820400	Fe	-14650
9	P2O5 ® 2P + 5/2 O	-1539150	P	-49650
10	Mnт ® Mnг	-284625	Mn	-5175
11	Siт ® Siг	-354200	Si	-12650
12	Pт ® Pг	-553660	P	-17860

. Прихід тепла.

.1. Тепло, що вноситься шихтовими матеріалами

Mn - концентратом 1с: 2311,14*0,65*250 =37556,0 кДж

Mn - концентратом 2с: 1540,76*0,65*250 =25037,3 кДж

Коксом: 256,266*0,836*25=5355,959 кДж

Антрацитом: 170,639*0,836*25=3566,355 кДж

Разом вноситься шихтою: 71515,614 кДж

.2. Тепло окислення вуглецю по реакції: С+ O=CO

QСО = ((256,266+170,639)*0,802-1,49*38,519)*9301=2650640,8 кДж

.3. Тепло шлакоутворення

.3.1 Тепло утворення 2MnO*SiO2 по реакції

2МnO + SiO2 = 2MnOSiO2.3.1. = 23,92*38,519*700=644962,13 кДж

.3.2. Тепло утворення CaOSiO2 по реакції

CаO + SiO2 = CaOSiO2.3.2. = 3,696*38,519*852 =121296,02 кДж

.3.3. Тепло утворення MgOSiO2 по реакції

MgO + SiO2 = MgOSiO2.3.3. = 1,465*38,519*910 =51351,60 кДж

Разом за рахунок шлакоутворення приходить тепло:.3=Q1.3.1.+Q1.3.2. +Q1.3.3 =644962,13+121296,02+51351,60=817609,75 кДж

.4 Тепло окислення сірки по реакції: S + 3/2O = SO3.4. = (0,1+21,38*0,018)*38,519*11000=205431 кДж

Всього прихід тепла складе:

∑ Qпр. =Qших+QСО+Q1.3+Q1.4= 71515+2650640,8+817609,75+205431=3745197,1 кДЖ

. Витрата тепла

.1 Тепло дисоціації оксидів

.1.1 Дисоціація MnO по реакції MnO → Mn + ½ O2.1.1. = (1000*0,8389+1,59*38,519)*7080 = 6373028 кДж

.1.2 Дисоціація SiO2 по реакції SiO2 → Si + O2.1.2. = (1000*0,0203+0,109*38,519)*32400 = 793753 кДж

.1.3 Дисоціація P2O5 по реакції P2O5 → 2P + 5/2 O.1.3. = (1000*0,0064+0,107*38,519)*49650 = 522394 кДж

.1.4 Дисоціація Fe2O3 по реакції Fe2O3 → 2Fe + 3/2 O.1.4 = 1000*0,0705*14650 = 1032825 кДж

Разом витрачається тепло на дисоціацію оксидів:

Q2.1=Q2.1.1+Q2.1.2+Q2.1.3+Q2.1.4 =6373028+793753+522394+1032825=8722000 кДж

2.2 Втрати тепла на відліт

2.2.1 Тепло на відліт Mn по реакції Mnт →Mnг

Q2.2.1. = 1,59*38,519*5175 = 316943 кДж

2.2.2 Тепло на відліт Si по реакції Siт→ Siг.2.2. = 0,109*38,519*12650 =53111кДж

2.2.3 Тепло на відліт Р по реакції Pт → Pг.2.3. = 0,107*38,519*17860 =73610 кДж

Всього втрачається тепло на відльоту елементів:.2=Q2.2.1+Q2.2.2 + Q2.2.3=316943+53111+73610=443664 кДж

.3 Фізичне тепло металу і шлаку

.3.1 Тепло, що відноситься металом при 1350°С

qSi = 521,2 + 0,971 * 1350 = 1832 кДж/кг Si

qFe = 93,18 + 0,813 * 1350 = 1190,73 кДж/кг Fe

qMn = 95 + 0,823 * 1350 = 1206 кДж/кг Mn

QFeMn = (1832 * 1,59+ 1206 * 83,89+ 1190,73 *7,05)/100 = 1124кДж/кг FeMn

QMе = 1131*23,519*38,519=1024604кДж

.3.2 Тепло, що відноситься шлаком при 1350°С..3.2 = 38,519*55,51*(1,18*1350+209)= 3853017 кДж

.3.3 Втрати тепла з газами, що відходять.

Для спрощення розрахунку приймаємо, що газова фаза перебуває на 100% із СО, середня t° = 425°C, тоді те, тепло що виноситься колошниковими газами складе.3.3 = (48,076*22,4)/28*38,519*(566-32,6)= 790216кДж

де 566 і 32,6 кДж /м3 тепловміст 1 нм3 газу при 425 і 250°С.

Всього втрачається фізичного тепла:

∑Qф=Q2.3.1+Q2.3.2+Q2.3.3=1024604+3853017+790216=5667837 кДж

.4 Теплові втрати кладкою печі.

При потужності пічного трансформатора 7,0МВА і питомій витраті 3895кВт/т, годинна продуктивність складе:

А = (w*cosΨк)/Q = (7000*0,835*0,92)/3895 = 1,380т/г

tкож = 140°С; tвозд = 25°С; qуд = 6698 кгс/м2*ч

Питома поверхня рівна Fn = p*D*(H+D / 4)

де, D = 4,094 м, H =2,870 м, Fn = 50,05м2

Піч втрачає за годину тепла: Q = Fn* qуд = 50,05*6698= 335235 кДж

Ця кількість доводиться на 1,459 т феромарганцю або

,380*2*1540,76=4252 кг марганцевої суміші.

Теплові втрати складуть:.4 = (335235*100)/4249 =7889кДж

.5 Загальні теплові втрати складуть:.5 = Q2.1+Q2.2 +Qф +Q2.4 =8722000+443664+5667837+7889=14841390 кДж

З врахуванням 10% втрат на колошнику витрата тепла буде рівна:

Qp = Q2.5 /0,90 =14841390/0,90 = 16490433 кДж

Втрати на колошнику складуть:

Qк = 16490433 - 14841390 = 1649043 кДж

Різниця між статтями приходу і витрати

∆Q = Qp - Qпр = 16490433- 3745197= 12745236 кДж, або

/3600 = 3540кВт*г

Враховуючи, що електричний ККД = 89% питома витрата електроенергії складатиме: 3540/0,89 = 3977 кВт*год/т сплаву

Таблиця 17. - Зведена таблиця теплового балансу виплавки феромарганцю марки ФМн78Б

Статті прихід	од. вим.		Статті витрат	од. вим.
	кДж	%		кДж	%
1.Електроенергія	12745238	77,289	1. Дисоціація оксидів	8722000	52,892
2. Окислення С до СО	2650640	16,073	2. Втрати на відліт	443664	2,691
3. Тепловміст шихти	71515	0,434	3. Фізичні втрати	5667837	34,370
4. Шлакоутворення	817609	4,958	4.Втрати футеруванням	7889	0,048
6.Окислення S до SO3	205431	1,246	5.Втрати на колошнику	1649043	9,999
Разом прихід тепла	16490433	100	Разом витрата тепла	16490433	100

4. ОХОРОНА ПРАЦІ ТА ЗАХИСТ НАВКОЛИШНЬОГО СЕРЕДОВИЩА

4.1 Характеристика шкідливих та небезпечних факторів, що виникають при виробництві вуглецевого феромарганцю і ШМП78 в умовах ПЦ№3

Виробництво феромарганцю характеризує такі небезпечні та шкідливі виробничі фактори: рухомі машини і механізми, підвищені температури поверхонь устаткування, запиленість і загазованість повітря робочої зони, рівень шуму на робочому місці, електронебезпека.

Відповідно до ДСТУ I2.I.005-88 гранично допустимі концентрації (ГДК) аерозолів складають:

для марганцю - 0,3 мг/м3, 2-й клас небезпеки;

оксид вуглецю - 20 мг/м3, 4-й клас небезпеки;

двоокис кремнію - 1 мг/м3, 3-й клас небезпеки.

Для захисту працюючих від можливого впливу небезпечних і шкідливих виробничих факторів повинні бути прийняті відповідні міри.

Виплавка феросплавів в рафінувальних печах є високотемпературним процесом, виділенням газів, забруднених шкідливими домішками і високодисперсною пил, що супроводжуються. При роботі електропечей є виділення шкідливих домішок від верху печі і льотки. Ці домішки потрапляють під зонд над піччю, потім на газоочистках, де осідають на фільтрах і в безпечних кількостях викидаються в атмосферу.

При виплавці високовуглецевого феромарганцю як відновник використовують вуглець, який вводиться до складу шихти у вигляді коксу. Процес відновлення компонентів шихти вуглецем здійснюється в основному глибоко під шаром колошника в реакційних зонах, що позначається на виділенні великої кількості газу, що складається в основному з окислу вуглецю.

Таблиця 18. - Мікроклімат в цеху

№ п/п	Найменування показників	Нормативне значення ПДК	Фактичне значення
1	Шум еквівалентний dB	80,0	82,0
2	Мікроклімат в приміщенні:
	- температура повітря,С°	16,0 - 27,0	39,0
	-швидкість руху повітря, м/с	0,2 - 0,3	0,29
	- відносна вологість повітря,	60,0	37,0
3	Пил переважно фиброгенної дії мг/м3	2,0	21,6

З приведених даних ( таблиці 18) видно, що рівень запиленого цеху перевищує допустимий, що позначається на підвищеній небезпеці забруднення легенів і пор шкіри;

рівень шуму не значно перевищує допустиме значення і практично не робить шкідливого впливу на організм людини;

середня температура повітря в цеху перевищує допустиму межу на 12 С° і складає 39 С°, що знижує вологість повітря з допустимою 80,5 до 37%.

Електроприймачі цеху по забезпеченню надійності електропостачання відносяться до категорії II - перерва електропостачання приведе до масового недоотпуску продукції, масовим простоям робітників, механізмів і транспорту.

Для аварійного відключення печі на робочому майданчику встановлена кнопка аварійного відключення. Пічний трансформатор встановлений в окремому приміщенні плавильного корпусу і обладнаний системою захисту згідно ПКЕ. Пульт керування електричним режимом печі обладнаний контрольний - вимірювальними приладами, що забезпечують безпечну експлуатацію печі. Для зручності контролю електричного режиму на робочому майданчику встановлені дублюючі прилади - амперметри. На щитах пульта управління встановлена світлова сигналізація, що вказує на включення печі і їй основних складових частин. На всіх обслуговуючих майданчиках печі є світлова сигналізація, застережлива про включення печі. Жорсткий пакет короткої мережі, розташований на висоті менш 2,5м від робочого майданчика, захищений і унеможливлює випадкового дотику або попадання випадкових предметів.

Опалювання проектується для забезпечення в приміщеннях розрахункової температури повітря в межах допустимих норм враховуючи:

втрати тепла через конструкції, що захищають;

витрата тепла на нагрів зовнішнього інфільтруємого повітря;

витрата тепла на нагрів матеріалів, устаткування і т.д.;

тепловий потік, що регулярно поступає від електроприводів, освітлення, комунікацій і інших приладів.

Вентиляція і легко - теплові завіси передбачені для забезпечення допустимих метрологічних умов і чистоти повітря в обслуговуваній або робочій зоні приміщення. У будівлі плавильного корпусу застосовується припливна вентиляція з відведенням повітря через аераційний ліхтар, в побутових приміщеннях встановлена припливно - витяжна вентиляція. Параметри повітряного середовища в робочій зоні виробничих приміщень приведені в таблиці 19.

Таблиця 19. - Значення прийнятих допустимих параметрів повітряного середовища в робочій зоні виробничих приміщень

Характеристика виробничих приміщень по надлишкових тепловиділеннях	Категорія роботи по важкості	Період року (холодний / теплий)			Температура повітря поза постійними місцями, С°
		На постійних робочих місцях
		Температура повітря, С°	Відносна вологість повітря %	Швидкість руху повітря, м/с
Робоче місце плавильника	Важка III	16-18/ 20-22	75	0,5/0,6	10/35
Робоче місце горнового	Важка III	16-18/ 20-22	75	0,5/0,6	10/35
Робоче місце слюсаря	Середньої тяжкості II а	18-20/ 21-23	75	0,2/0,3	10/35
Робоче місце електрика	Середньої тяжкості II а	18-20/ 21-23	75	0,2/0,3	10/35

Освітлення на ряду з природним бічним освітленням застосовується штучне освітлення, яке підрозділяється на робоче, аварійне і евакуаційне. Робоче освітлення виконане під фермою будівлі і на робочих місцях. Застосовуються світильники з лампами розжарювання потужністю до 1500 кВт, лампи ДРЛ - до 250 Вт.

Аварійне освітлення передбачене на випадок відключення робочого освітлення і можливості виробництва робіт по обслуговуванню агрегатів. Евакуаційне освітлення забезпечує найменшу освітленість на підлозі основних походів і на сходинках.

Гігієнічна оцінка умов праці в плавильному цеху № 3 ВАТ «Запорізький завод феросплавів »: умови і характер праці відносяться до III класу III міри. Оцінка технічного і організаційного рівня: відповідає проектам, нормативно - технічній документації, стандартам безпеки і нормам охорони праці. Атестація робочого місця: робоче місце має в наявності два чинники III міри і один I міри, за перерахованими показниками робоче місце плавильника слід рахувати з особливо шкідливими і особливо важкими умова праці. [6]

.2 Заходи по охороні праці при обслуговуванні печі

Загальне положення.

Виробництво феромарганцю характеризує такі небезпечні й шкідливі виробничі фактори: рухомі машини і механізми , підвищені : температура поверхонь обладнання , запиленість і загазованість повітря робочої зони , рівень шуму на робочому місці , електроопасності .

Відповідно до ГОСТ 12.1.005-88 гранично - допустимі концентрації (ГДК) аерозолів складають:

• Для марганцю - 0,3 мг/м3 ( 2 -й клас небезпеки) ;

• Оксид вуглецю - 20 мг/м3 ( 4 -й клас небезпеки) ;

• Двоокис кремнію - 1 мг/м3 ( 3-й клас небезпеки) .

Для захисту працюючих від можливого впливу небезпечних і шкідливих факторів повинні бути прийняті відповідні заходи.

Вимоги до технологічного процесу .

Виробництво феромарганцю здійснюється відповідно до технологічної інструкції , інструкцією з експлуатації обладнання , а також встановленими правилами і нормами , іншими нормативно

технічними документами, що містять вимоги безпеки.

Інструкції з безпеки праці: 0.01-2000, 0.25-2002, 0.38-2002 , 03.14-2002, 03.16-2002.

Технологічні процеси та операції повинні здійснюватися в умовах, що задовольняють вимогам пожежної безпеки ( ГОСТ 12.1.004-91 ) .

Електробезпека повинна забезпечуватися згідно вимог ДНАОП 0.00-1.21-98 «Правила безпечної експлуатації електроустановок споживачів».

Технологічні процеси та операції із застосуванням кисню повинні здійснюється з дотриманням загальних « Правил безпеки у феросплавному виробництві ».

Організація технологічних процесів дроблення , розсівання , змішування , плавки повинні здійснюватися з дотриманням вимог « Правил безпеки у феросплавному виробництві ». Забороняється вводити великі маси вологих, легкорасплавляющіхся матеріалів і речовин в металеві і шлакові розплави , в які забороняється також занурювати вологі інструменти і пристосування. Не допускається слив розплаву шлаку і металу в недостатньо просушені , холодні технологічні ємності (ковші , шлаковні тощо).

Ковші , шлаковні , шлаковози повинні заповнюватися нижче верхнього краю не менше , ніж на 100мм. Забороняється знаходження сторонніх людей, не пов'язаних безпосередньо з виплавкою, розливанням, поруч з плавильними агрегатами , а також у місцях охолодження розплавів , шлаку.

Вибивка металу з виливниць повинна проводитися тільки після його повного затвердіння. Відбір проб металу вручну слід проводити після повного охолодження металу. Нову технологічну посуд застосовувати тільки після візуального огляду виробничим майстром. Вимоги безпеки до персоналу , який бере участь у виробничому процесі. Вступники на роботу і працюючі повинні проходити попередній та періодичні медичні огляди відповідно до наказу МОЗ.

До роботи плавильником , Горнові допускаються особи, які досягли 18-ти річного віку, що пройшли медичний огляд , практичне навчання на робочому місці навчання і стропальника - зачіплювача , яка здала відповідні іспити. Повинні мати 2 -у групу з електробезпеки.

Ст. плавильник несе відповідальність за безпечне виконання робіт на печі , за правильну експлуатацію механічного та електричного обладнання печі.

Контроль виконання вимог безпеки.

Контроль за станом повітряного середовища ведеться за всіма шкідливим і небезпечним виробничим факторам в порядку встановленому органом саннадзора відповідно до загальних вимог до методів контролю за ГОСТ 12.1.005-88.

Контроль за дотриманням безпечних умов праці проводиться згідно « Положення про систему управління охороною праці на підприємстві».

Контроль забезпечення за безпечної експлуатації електроустановок та утриманні їх в справному стані виконують відповідно до вимог ДНАОП 0.00-17-21-98 «Правила безпечної експлуатації установок споживачів».

Вимоги до застосування засобів захисту робітників.

Засоби індивідуального захисту, що застосовуються робітниками для захисту від небезпечних і шкідливих факторів: суконна куртка , брюки , захисна каска , окуляри , щиток з оргскла , черевики , респіратори - повинні відповідати вимогам ГОСТ 12.4.011-89 .

Робітники повинні користуватися засобами захисту відповідно до норм, затверджених у встановленому порядку.[6]

4.3 Заходи по захисту навколишнього середовища

Для забезпечення захисту довкілля від забруднень газом, застосовується суха газоочистка.

Принцип роботи рукавного фільтру.

Рукавний фільтр з імпульсною регенерацією рукавів працює таким чином.

«Брудний» газ через вхідний патрубок і відсічний клапан потрапляє всередину корпусу фільтру і прямує відбійним щитом через іскрогасні аеродинамічні грати у верхню частину камери «брудного» газу, чим забезпечується попутний рух потоку фiльтруючого газу і стряхуваною при регенерації пилу, що відокремилася при повороті потоку газу. Пил несеться в бункер через щілину між відбійним щитом і стінкою бункера. «брудний» газ, пройшовши рукави ззовні-всередину, очищається від пилу і потрапляє в камеру «чистого» газу, далі через вихідний патрубок, газопровід, тяговловлюючий пристрій димар.

Регенерація фільтрованих рукавів відбувається таким чином: у міру накопичення пилу на зовнішній поверхні рукавів спільний гiдравлiчний опір фільтру, контролюється пристроєм управління регенерацiею, зростає і по досягненню заданої величини автоматично включаеться система регенерації фільтрованих рукавів. При цьому відсічною клапан однієї з камер закривається, а осушене повітря з накопичувача через швидкодіючий продувний клапан і роздавальний колектор з соплами імпульсно подається всередину рукава. Вловлений пил через бункер і вузол пилу відводиться в систему пилезнищення.

1-електропечi; 2- шахти;3-клапани дросельні;4-клапани підсосу повітря; 5-фiльтр; 6-вигрузка пилу; 7-димососи; 8-труба

Рисунок 4. Схема газоочистки

Рисунок 5. Схема рукавного фільтру. [6]

ВИСНОВОК

Аналіз роботи феросплавних заводів України показує, що об'єми і сортамент виробництва феросплавів, традиційних для цих заводів, в перспективі до 2010 року і далі змінюватимуться залежно від розвитку внутрішнього виробництва чавуну і сталі, його якісних і структурних змін, а також від кон'юнктури зовнішнього ринку і можливостей експорту вироблюваних марганцевих і крем'янистих феросплавів.

Багато в чому ці зміни залежатимуть від цін на сировину і електроенергію.

Слід також мати на увазі, що експорт феросплавів в країни СНД скорочуватиметься, оскільки Росія і Казахстан посилено розвивають виробництво власних марганцевих феросплавів.

В зв'язку з цим для України природно і закономірно почати виробництво нових видів феросплавної продукції на своїх резервних потужностях.

Це, в першу чергу, стосується феросплавів з хромом а також сплавів, для виробництва яких в Україні є власна сировина (феротитан, феробор, силікоцирконій, силікокальцій). Для цих цілей представляється доцільним задіяти потужності таких підприємств, як Побужський феронікелевий завод, Донецький хіміко-металургійний завод, Запорізький абразивний комбінат.

ЛІТЕРАТУРА

1. Гасик М.И. и др. Ферросплавы Украины ГНПП Системные технологии Днепропетровск.; 2011. - 143 с.

2. Рысс М.А., Строганов А.И., Производство стали и ферросплавов в электропечах - М: Металлургия, 1979г. - 509 с.

. Гасик М.И., Лякишев Н.П., Теория и технология электрометаллургии ферросплавов - М:СП Интермет Инжиниринг, 2009 г. - 764 с.

. Производство высокоуглеродистого ферромарганца бесфлюсовым способом в печах цеха № 3 ПАТ «ЗЗФ» Технологическая инструкция ТИ 144-Ф-67-2011

. Рысс М.А. Производство Ферросплавов, М. Металлургия ;1985.-344 с.

. Инструкция по охране труда ПАТ «ЗЗФ» №02.09-2006 для плавильщиков плавильного цеха №3

. В.М. Заморуев ., Производство стали - М:Металургиздат, 1950г. - 365с.