РЕФЕРАТЫ
РЕФЕРАТЫ |
||
|
|
|
 |
РЕФЕРАТЫ | РЕКОМЕНДУЕМ | |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
1.4 Проектируемая технология, ее критический анализ и
|
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
| Уравнение реакции | Константа равновесия К | Зависимость логарифма константы равновесия lg К от температуры | Изменение свободной энергии реакции DF |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| [Fe] + [O] = [FeO] | aFeO/[%O] | 6320/T – 2.734 | - 28900 + 12.51 * T |
| [Mn] + [O] = [MnO] | aMnO/([%Mn] * [%O]) | 12760/T – 5.68 | - 58400 + 26 * T |
[Si] + 2 * [O] = [SiO2] | aSiO2/([%Si] * [%O2]) | 31000/T – 12 | - 142000 + 55 * T |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
2 * [Al] + 3 * [O] = [Al2O3] | aAl2O3/([%Al2] * [%O3]) | 57460/T – 20.48 | - 262800 + 93.7 * T |
Для шлака из FeO + MnO: [Mn] + [FeO] = [MnO] + [Fe] | MnO/([%Mn] * [%FeO] | 6440/T – 2.95 | - 29500 + 13.5 * T |
Неметаллические включения, присутствующие в стали, обладают отличительными от
основного металла физическими свойствами. Нарушая сплошность металла,
включения вызывают местные концентрации напряжений, которые особо опасны на
рабочей шлифовальной поверхности изделий. Неметаллические включения размером
20 мкм и более резко влияют на контактную усталость металлов. Сильное влияние
неметаллические включения оказывают на износостойкость стали, являются
причиной разрушения и выхода из строя подшипников качения, являются причиной
возникновения межкристаллического излома металла. В некоторых случаях
неметаллические включения придают металлу полезные свойства: сульфидные и
фосфидные включения придают металлу хрупкость, и стружка легко обламывается.
Для получения стали высокого качества содержание неметаллических включений
должно быть не более 0.005-0.006% и даже меньше.
Марганец – сравнительно слабый раскислитель и не обеспечивает снижение
окисленности металла до требуемых пределов, однако большее или меньшее
количество марганца вводят в металла при выплавке стали многих марок. Это
объясняется рядом достоинств марганца: положительная роль в борьбе с вредным
действием серы, положительное влияние на прокаливаемость стали и ее
прочность, малое значение межфазного натяжения на границе металл -
образующееся включение оксид марганца (MnO), в результате чего облегчаются
условия выделения включений и возрастает скорость раскисления. При введении
марганца в чистое, но содержащее кислород железо образуется MnO, который
создает с закисью железа (FeO) непрерывный ряд растворов mFeO * nMnO. В
сталях наряду с марганцем всегда содержится углерод, при этом окисленность
металла определяется или марганцем (при низких содержаниях углерода), или
углеродом (при высоких содержаниях углерода), или марганцем и углеродом
одновременно. Марганец вводят в металл в конце плавки (часто в ковш) в виде
сплава марганца с железом (ферромарганца). Различные сорта ферромарганца
содержат различное количество углерода (1-7%), приблизительно 75% марганца и
некоторое количество кремния. В тех случаях когда необходимо выплавить сталь
с очень низким содержанием углерода, используют металлический марганец.
Применение его ограничено высокой стоимостью. Реакция раскисления стали
марганцем представлена в табл. 2.
Кремний применяют в качестве раскислителя при производстве спокойных марок
сталей, что обусловлено его высокой раскислительной способностью и
благотворным влиянием на характер неметаллических включений. При введении в
жидкий металл кремния образуются или жидкие силикаты железа, ил кремнезем.
Кремний гораздо более сильный раскислитель, чем марганец: при 0.02% кремния в
металле содержится не более 0.01% кислорода. При наличии в агрегате основного
шлака, образующийся при введении кремния, кремнезем взаимодействует с
основными оксидами шлака, и активность оксида кремния становится очень малой,
соответственно, растет раскислительная способность кремния. Однако
образующиеся силикаты хорошо смачивают железо, поэтому удаление силикатных
включений из металла связано с определенными трудностями. Если металл,
раскисляемый кремнием, содержит некоторое количество марганца, то в составе
образующихся силикатов будут также и оксиды марганца. Кремний в металл
вводится в виде сплава кремния с железом (ферросилиция). Совместно с
марганцем кремний вводят в сталь в виде силикомарганца.
Алюминий – более сильный раскислитель, чем кремний. При введении алюминия
металле остается ничтожно малое количество растворенного кислорода. Алюминий,
введенный в избытке, может взаимодействовать не только с растворами более
слабых раскислителей (с оксидом марганца, кремния). При введении алюминия в
железо, содержащее кислород, может образовываться либо чистый глинозем (при
большом содержании оксида алюминия), либо гипшель FeO * Al2O3
(герцинит), температура плавления которого составляет 2050°С. Высокие значения
межфазного натяжения на границе металл – включение глинозема, то есть малая
смачиваемость таких включений металлом, облегчают процесс отделения этих
включений от металла. Образование в стали при раскислении алюминием мелких
включений глинозема и нитрида алюминия влияют на протекание процесса
кристаллизации, в частности, на размер зерна: чем больше введено алюминия, тем
мельче зерно. Введенный в металл алюминий взаимодействует с серой (при большом
расходе алюминия) и азотом. Образование в процессе кристаллизации нитрида
алюминия способствует снижению вредного влияния азота и уменьшению эффекта
старения стали. Алюминий вводят в металл в виде брусков (чушек) алюминия или в
виде сплавов.
Учитывая выше написанное, можно сделать вывод о сложности трудности
проведения процесса раскисления и легирования, который заключается в выборе
вида раскислителя, его массы, а также условий и времени подави раскислителя в
металл. Даже небольшие отклонения процесса выплавки стали могут вызвать
сильное окисление легирующего элемента-раскислителя (угар) либо чрезмерно
высокое его содержание в готовой стали, что плохо для свойств стали.
В качестве модели процесса раскисления и легирования возьмем модель расчета
масс ферросплавов, подаваемых на предстоящую плавку, с учетом прогнозирования
угоревших масс элементов в них по данным предыдущих плавок. Полученные в
результате массы ферросплавов подаются на текущею плавку и обеспечивают
заданный химический состав готовой стали. Модель можно представит в следующем
виде (рис.3).
Рисунок 3 - Блок-схема модели расчета масс ферросплавов
Изображенная блок-схема модели расчета масс определяет те массы ферросплавов,
которые и являются рекомендацией на предстоящую плавку.
Для каждой марки стали определена базовая угоревшая масса элементов
(марганца, кремния), то есть средняя величина угара элемента в условиях
раскисления металла в данном цехе. Марки стали, имеющие близкие значения
базовых угоревших масс элемента, объединены в группы. Различие угоревших масс
элементов по группам сталей свидетельствует о том, что предыстория плавки
может быть непрерывной только внутри групп, а при переходах от одной группы
сталей к другой она прерывается. Для сохранения непрерывности предыстории
плавки с целью максимального извлечения информации из предыдущих плавок
используется понятие эквивалентной окисленности плавки, которая
рассчитывается по формуле:
(1)
где O(i) – полная окисленность i-ой плавки, %;
- остаточная базовая
окисленность для группы сталей, к которой принадлежит i-ая плавка, %;
М1уг(i) – угоревшая масса элемента 1, кг;
1 – порядковый номер элемента (марганца, кремния);
D(i) – коэффициент пересчета угоревших масс элементов в эквивалентную
окисленность, отн.ед.;
n – количество элементов (марганец, кремний).
Эквивалентная окисленность плавки выравнивается по всем плавкам независимо от
группы сталей и прогнозируется для предстоящей плавки при расчете расхода
ферросплавов. Расчет эквивалентной окисленности стали на предстоящую плавку
производится по формуле (2):
где Об(i) – прогнозируемая базовая эквивалентная окисленность, %;
Cn(i), Mnn(i) – прогноз экспресс-анализа стали, %;
C(i), Mn(i), Si(i) – прогноз маркировочного анализа, %;
tсл(i), tд(i) – прогноз времени слива и додувки, с;
BC, BMn, BSi – коэффициенты, определяющие
базовые значения углерода, марганца и кремния готовой стали, %;
б – индекс базовых значений;
i – плавка, на которую ведется расчет ферросплавов.
Угоревшие массы элементов, используемые вместо коэффициента угара,
вычисляются по каждой раскисленной плавки после поступления данных
химического анализа готовой стали с учетом фактических доз ферросплавов по
формуле:
(3)
где Мкфер(i) – расход ферросплава K, фактически
дозированного на i-ой плавке, кг;
Llk(i) – содержание элемента l в ферросплаве К, %;
l(i) – содержание элемента 1 в готовой стали, %;
ln(i) – содержание элемента l в стали на повалке, %;
Мст – масса стали, кг.
Угоревшие массы элементов выравниваются внутри группы сталей и прогнозируются
для предстоящей плавки при расчете расхода ферросплавов. Расчет угоревших
масс элементов на предстоящую плавку производится по формуле:
(4)
где Мбуг(i) – прогнозируемая масса l-ого элемента, кг;
Cn(i), Mnn(i) – прогноз экспресс-анализа стали, %;
C(i), Mn(i), Si(i) – прогноз маркировочного анализа, %;
tсл(i), tд(i) – прогноз времени слива и додувки, с;
О(i) – рассчитанная на предстоящую плавку эквивалентная окисленность, %;
i-sr – плавка, ближайшая по группе.
Для определения и прогнозирования влияния неконтролируемых факторов (ошибка
прогноза времени слива, порядок и момент присадки ферросплавов,
гранулометрический состав материала, состояние ковша) угоревшие массы
элементов и эквивалентная окисленность плавки пересчитываются на базовую
марку стали, то есть условную марку, среднюю по своим параметрам для ККЦ-1.
Приведение к базовым условиям эквивалентной окисленности производится по
формуле:
(5
где О(i-s) – окисленность, вычисленная по формуле (1), %;
Cn, Mnn – прогноз экспресс-анализа стали, %;
C, Mn, Si – анализ готовой стали, %;
tсл(i), tд(i) – прогноз времени слива и додувки, с;
BC, BMn, BSi – коэффициенты, определяющие
базовые значения углерода, марганца и кремния готовой стали, %;
а0, b0, К0сл, К0д – коэффициенты пересчета, отн. ед.;
б – индекс базовых значений;
(i-s) – плавка, на которую пришел химический анализ.
Угоревшие массы элементов приводятся к базовым условиям по формуле:
(6)
где Мlуг(i-s) – прогнозируемая угревшая масса l-ого элмемнта, кг;
Cn, Mnn – прогноз экспресс-анализа стали, %;
C, Mn, Si – анализ готовой стали, %;
tсл(i), tд(i) – прогноз времени слива и додувки, с;
al, bl, Klсл, Klд – коэффициенты пересчета, отн. ед.;
i – плавка, на которую ведется расчет ферросплавов;
i-sr – плавка, ближайшая по группе;
BC, BMn, BSi – коэффициенты, определяющие
базовые значения углерода, марганца и кремния готовой стали, %;
l – индекс элемента (Mn, Si).
Базовые значения эквивалентной окисленности плавок и угоревших масс элементов
выравниваются (сглаживаются с помощью релейно-экспоненциального фильтра) и
прогнозируются на предстоящую плавку. Эквивалентная окисленность сглаживается
и прогнозируется внутри каждой группы сталей и непрерывно по всем плавкам.
Угоревшие массы элементов, прогнозируемые для базовых условий,
пересчитываются на фактические условия текущей плавки по формуле (4).
Угоревшая масса элемента по условиям текущей плавки рассчитывается по формуле:
(7)
где Мэл(Ф) – масса элемента в ферросплаве Ф, т;
(8)
Эф – содержание элемента в ферросплаве Ф, %;
М(Ф) – масса ферросплава, используемого в текущей плавки, т;
Мэлусв – усвоившая масса элемента, т;
(9)
Х – содержание элемента в химическом анализе ковшевых проб, %;
Э – содержание элемента в экспресс-анализе стали, %;
С – масса садки, т.
Коэффициент угара элемента определяется по формуле:
(10)
а коэффициент усвоения элемента – по формуле:
(11)
причем Кэлуг + Кэлусв = 1.
Результаты расчета угоревших масс и коэффициентов угара и усвоения элементов
по условиям плавок 320719-320777 представлены в табл. 5.1 приложения 5.
Последовательности изменения угоревших масс и коэффициентов угара и усвоения
элементов, а также параметров плавки в зависимости от номера плавки
изображены на рис.5.1-5.10. Зависимости угоревших масс и коэффициентов угара
элементов от параметров плавки представлены ни рис. 5.11-5.38, а взаимосвязь
коэффициентов угара и усвоения и угоревших масс элементов – на рис.5.39-5.42
приложения 5.
Корреляция на графиках показывает, как тот или иной параметр плавки влияет на
коэффициент угара и угоревшую массу элемента. Например, среднее положение
фурмы практически не оказывает влияние на угар элемента, а содержание
углерода С, наоборот, оказывает влияние. Большей частью высокий коэффициент
корреляции имеют графики, построенные для кремния, поскольку в процессе
плавки он практически полностью переходит в шлак.
Далее, зная расчетные угоревшие массы элементов, содержание их в
ферросплавах, в металле на повалке и требуемое содержание в готовой стали,
можно рассчитать расход ферросплавов (расчетные массы). Расчет требуемых масс
производится следующим образом. Сначала определяется группа раскислителей по
наличию ферросплавов (ферромарганец; ферромарганец и ферросилиций;
ферромарганец и силикомарганец; ферросилиций и силикомарганец). Если
раскисление осуществляется только ферромарганцем, то используется формула:
(12)
где MFeMnр(i) – расчетная масса FeMn, кг;
Mn(i) – заданное содержание марганца готовой стали, %;
Mnn(i) – прогноз марганца на повалке, %;
Мст – масса стали, кг;
MMnуг(i) – прогнозируемая угоревшая масса марганца, кг;
LMn, FeMn – содержание марганца в FeMn, %;
(i) – номер плавки, на которую ведется расчет ферросплавов.
Если раскисление осуществляется FeMn и FeSi, то используется формула:
(13)
где Si(i) – заданное содержание кремния готовой стали, %;
MSiуг(i) – прогнозируемая угоревшая масса кремния, кг;
LSi, FeSi – содержание кремния в FeSi, %.
Остальные обозначения идентичны обозначениям формулы (12).
Если раскисление ведется SiMn и FeMn, то используется формула:
(14)
где LSi, SiMn – содержание кремния в SiMn. %;
LMn, SiMn – содержание марганца в SiMn, %.
Остальные обозначения идентичны обозначениям формул (12) и (13).
Если раскисление ведется SiMn и FeSi, то используется формула:
(15)
где все обозначения идентичны обозначениям формул (12, 13, 14).
Для облегчения расчетов на будущих этапах управления в модели
предусматривается предыстория, где результаты проведенных плавок запоминаются
и по ним корректируются базовые значения эквивалентной окисленности и
угоревших масс элементов, описанные выше, а также используется
прогнозирование экспресс-анализа стали, времени слива, адаптация
коэффициентов пересчета (для постройки системы). Более подробное описание
модели осуществляется в подразделе 3.1, где формируется алгоритм
функционирования системы ракисления и легирования.
К особенностям данной модели можно отнести:
1) в основу алгоритма реализации модели положена схема,
которая работает при неполной технологической информации, что характерно для
процессов в металлургии;
2) расчет расхода раскислителей и легирующих ведется не по
эмпирическому коэффициенту угара, а по угоревшим массам элементов, что в
большей степени соответствует механизму раскисления и легирования стали;
3) коэффициенты алгоритма и данные, необходимые для расчета,
адаптируются по результатам предыдущих плавок.
Цель расчетов – показать приемлемость разработанной модели, ее соответствие
технологии раскисления и легирования стали в ковше, а также возможность
настройки модели (уточнением коэффициентов) в соответствие с возникающими
трудностями во время работы системы.
Необходимые для расчетов данные взяты по результатам раскисления и
легирования металла в ККЦ-1 ОАО "ЗСМК". При раскислении стали марки 3пс/э
заданное содержание марганца в готовой стали составляет 0.51%, кремния –
0.06%. На плавке под номером 320725 сталь на повалке содержала марганца
0.28%, углерода 0.07%, ферросилиция ФС65 отдали 60 кг, силикомарганца - 600
кг. Фактически полученная готовая сталь имела содержание марганца 0.49%,
кремния 0.07%. Время слива составило 257 с, додувка не производилась. Условия
проведения расчетов заключались в том, что данные этой плавки 10 раз
вводились в формулу (15), и результаты каждого просчета рекомендовались как
исходные данные для расчета массы элемента в ферросплаве, угоревшей массы
элемента и расчетной массы ферросплавов. Результаты расчетов представлены в
табл.3 и на рис.4.
Таблица 3 - Расчетные массы ферросплавов, кг
| Номер просчета | 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 |
| Масса ферросилиция 65 | 23 | - 14 | - 51 | |||||||
| Масса силикомарганца | 645 | 689 | 734 | 779 | 824 | 868 | 913 | 958 | 1003 | 1048 |
По результатам трех просчетов можно сделать вывод о нецелесообразности
далбнейшего расчета массы ферросплава FeSi 65. Дальнейший расчет будет
производиться только для силикомарганца SiMn.
Полученные расчетные массы ферросплавов плавно возрастают по силикомарганцу.
Анализируя результаты работы ККЦ-1 на плавке 320725, можно прийти к выводу о
заниженных массах отданных ферросплавов, в результате чего марганца в готовой
стали меньше заданного на 0.02%, а кремния выше на 0.01%. Поэтому, исходя из
логики процесса раскисления и легирования, для достижения требуемого состава
необходимо было дать ферросплавов больше, чем это было сделано. А так как
разработанная модель соответствует логике процесса раскисления и легирования,
то в качестве, рекомендации должны быть именно большие массы ферросплавов.
Рисунок 4 - Расчетные массы ферросплава, кг
Исследуя результаты расчетов, представленных в табл.3 и рис.4, можно сделать
предположение о том, что недостающий марганец система пыталась взять за счет
увеличения массы силикомарганца SiMn, что вполне соответствует логике.
Полученные расчетные массы ферросплавов показывают, что силикомарганца вполне
достаточно для достижения в стали заданного содержания Mn и Si. Изменение
рекомендуемых масс ферросплавов от одного просчета к другому связано с тем,
что в процессе многочисленных просчетов одной и той же плавки произошла
корректировка предыстории, и коэффициенты пересчета в результате адаптации
приняли значения, близкие к реальным.
Таким образом, разработанная модель соответствует задачам и технологии
процесса раскисления и легирования и самонастраивается в процессе работы, а
результаты расчетов полностью достигли поставленной цели.
модели и экспериментальных данных
Не принимая во внимание высокие цены на ферросплавы, при подходе к
определению их расхода можно получить более высокие денежные затраты на
раскисление и легирование, нежели в результате оптимизации масс подаваемых
ферросплавов с учетом их ценовой стоимости. Однако, учитывая только цены
ферросплавов, с экономической точки зрения выгоднее будет не подавать их
совсем, что недопустимо. Поэтому помимо ценовой стоимости ферросплавов
необходимо учитывать и получение заданного состава готовой стали, причем
получение состава готовой стали на нижнем пределе допустимого диапазона
содержания элементов в стали. Учитывая выше написанное, оптимизацию процесса
раскисления и легирования лучше всего представить введением в сталь
необходимых масс элементов с учетом их угара, имея при этом минимальные
экономические затраты, которые обеспечиваются путем использования более
дешевых ферросплавов вместо дорогих, получая при этом тот же результат, то
есть состав готовой стали. Для определения эффекта оптимизации предусмотрено
разветвление алгоритма, представленного на рис. 3. Угоревшие массы элементов,
определенные с помощью алгоритма, передаются в блок оптимизации, где
происходит поиск минимума критерия, включающего в себя ценовую составляющую и
составляющую, определяющую состав готового металла. Результатом оптимизации
являются массы ферросплавов, которые подаются на предстоящую плавку. Итоговая
формулировка критерия оптимизации представлена с помощью формулы:
(16)
где Ф(М0) – критерий оптимизации;
a1, a2, a3 – весовые коэффициенты;
Мк0 – оптимальная масса к-ого ферросплава, кг;
Цк – цена к-ого ферросплава, руб/кг;
Mn, Si – заданный состав готовой стали.
Стадии формирования критерия представлены на рис. 5.
Рисунок 5 - Схема формирования критерия оптимизации
Усредненные значения масс ферросплавов, содержания марганца и кремния в готовой
стали были определены на основе производственных данных и принимаются
постоянными. Весовые коэффициенты для марганца и кремния путем несложных
расчетов нашли свое численное значение, как-то 1.5*108 и 1.5*10
9, но в любой момент могут быть заменены в соответствие с решаемой
задачей. Остальные данные поступают из основного алгоритма. Полученный критерий
оптимизации есть функция, зависящая только от масс ферросплавов, значения
которых оптимизируются алгоритмом оптимизации.
После исследования различных методов оптимизации (метода наискорейшего
спуска, координатного поиска, поискового симплекс-метода) для реализации
процедуры оптимизации наиболее эффективно было бы применить модифицированный
симплекс-метод поиска минимума с автоматическим выбором шага, так как он
имеет следующие достоинства: простота и компактность алгоритмов, широкий
класс оптимизируемых функций, высокая скорость сходимости в сложных условиях.
В основе симплекс-метода лежит процедура замены вершины Х симплекса с
максимальным значением целевой функции Ф(Х) некоторой новой точкой с меньшей
величиной Ф(х). Значения Ф(х) вычисляются по подпрограмме в следующем
порядке.
1. Ввод исходных данных (размерности к, параметров a, b, c,
точности Д, массива координат исходной точки х0, массива масштабов,
определяющих размер исходного симплекса SC, массива ограничений, массива
управляющих воздействий).
2. Формирование координат вершин исходного симплекса по формуле:
(17)
где xji – i-тая координата j-той вершины симплекса;
к – размерность задачи;
SCi – размер исходного симплекса;
x0i – координата исходной точки.
3. Проверка на ограничения: если координаты вершин не
удовлетворяют ограничениям, производится уменьшение размеров исходного
симплекса, изменяются масштабы, и осуществляется переход ко 2.
4. Для всех вершин симплекса оценивается величина целевой
функции и заносится в массив Ф.
5. Выбираются Фl – минимальное значение целевой функции из
массива Ф – и Фh – максимальное значение целевой функции Ф, а также
соответствующие им номера вершин симплекса l и h.
6. Проверяется критерий остановки алгоритма: если Фh – Фl
£ Д, то вычисление прекращают, и печатают решение координаты точки xl и
величину Фl.
7. Координаты центра вершин симплекса без xh заносятся на место
массива х0 по формуле:
(18)
8. Если h – номер отбрасываемой вершины совпадает с
результатом (p = h), полученным на предыдущем шаге, то производят сжатие
симплекса с помощью 14, в противном случае, если р≠h, точка xh
заменяется новой точкой по формуле:
(19)
где Xhi – новая точка;
xhi – старая точка;
а – параметр алгоритма;
x0i – центр вершин симплекса;
i – номер координаты.
9. Проверка на ограничения: если новая точка не удовлетворяет
ограничениям, то происходит уменьшение размеров симплекса и переход к 8.
10. Если значение Ф(х) в новой точке меньше Ф1, то точка xh
продвигается в том же направлении по формуле:
(20)
где Хin+1 – координата, полученная при движении в направлении xh;
с – параметр алгоритма;
хih – координата, целевая функция которой наибольшая;
xi0 – центр вершин симплекса.
11. Проверка на ограничения: если новая точка не удовлетворяет
ограничениям, то происходит снижение размеров симплекса и переход к 10;
12. Точка xh заменяется на xn+1, если в
последней значение Ф(х) меньше. Итерация закончена, переход к новой,
начинающейся с 5.
13. Если Ф(х) в новой точке больше Ф1, но меньше Фh. То новая
точка xh включается в симплекс вместо старой, и начинается новая итерация.
14. Если новый шаг оказался неудачным, то есть Ф(xh) больше Фh
или xh оказалась точкой, замененной на предыдущем этапе работы алгоритма
(p=h), то движение производят к центру симплекса по формуле:
(21)
где Xhi – новая точка;
xhi – старая точка;
b – параметр алгоритма;
xi0 – центр вершин симплекса.
15. Проверка на ограничения: если новая точка не удовлетворит
ограничениям, то производится уменьшение размеров симплекса и переход к 14.
16. Если сжатие удачно, то есть Ф(xh) меньше Фh и одновременно
заменяется одна и та же точка не более двух раз подряд, то итерация считается
законченной, переход к 5.
17. Если сжатие ошибочно или операции с одной и той же вершиной
выполняются более двух раз подряд, симплекс сжимается к вершине х1 по
формуле:
(22)
где Xj – координата j-той вершины симплекса;
х1 – координата, целевая функция которой наименьшая.
После этого переход к 4.
Подразумевая под переменными х массы ферросплавов, которые необходимо
оптимизировать, можно, выполняя последовательно вышеописанные операции,
получить значения оптимальных масс ферросплавов, которые и будут являться
результатами работы алгоритма оптимизации.
Для исследования расчетов была взята марка стали 3пс/э, раскисляемая
ферросилицием и силикомарганцем, и использованы данные о фактической работе
ККЦ-1 ОАО "ЗСМК", приведенные в таблице 1.1 приложения 1. Первый расчет
выполнялся по алгоритму, описанному в подразделе 2.2 дипломного проекта.
Результаты расчета приведены в таблице 2.1 приложения 2 и показаны на рис.6 и
7. Из рис.6 видно, что расчетные значения марганца готовой стали несколько
выше задания, а это предпочтительнее с точки зрения получения проката с
требуемыми свойствами. Однако в условиях дефицита и высокой стоимости
ферросплавов целесообразно работать на пониженных содержаниях марганца в
стали. Поэтому необходим поиск компромисса между завышенным содержанием
марганца в стали и себестоимостью стали. С этой целью в работе предложен
критерий и процедура оптимизации, описанные выше. С учетом критерия
оптимизации проводились исследования выбора масс ферросплавов, при этом
структура критерия оставалась неизменной, то есть включала в себя стоимостную
составляющую и составляющие, учитывающие минимальное отклонение расчетного
состава стали от заданного, а варьировались только коэффициенты критерия,
позволяющие изменять степень влияния его составляющих на расчеты. Варианты
оптимизации с различными коэффициентами при стоимостной части приведены в
таблице приложения 2 и на рис.6 и 7 , анализ которых показывает, что при
росте степени влияния цены ферросплавов значения расчетных масс и содержание
марганца и кремния в стали понижаются. Сопоставление масс ферросплавов при
работе процедуры оптимизации с фактическими и расчетными массами приведено в
таблицах 3.1 и 4.1 приложений 3, 4 и на рис. 8.
Итоговый анализ показывает, что использование процедуры оптимизации делает
расчет масс ферросплавов более гибким, позволяющим учитывать ограничения по
наличию ферросплавов, себестоимости стали. При необходимости можно путем
изменения коэффициентов ориентировать алгоритм на менее экономичную
технологию, но гарантирующую получение высоких механических свойств проката.
Рисунок 6 – Сопоставление результатов вариантов оптимизации по марганцу
Рисунок 7 – Сопоставление результатов вариантов оптимизации по кремнию
Рисунок 8 – Масса силикомарганца в различных вариантах оптимизации
блок-схемы алгоритма управления технологическим процессом
Согласно материалу, изложенному в подразделах 2.2 и 2.4 данного дипломного
проекта, была разработана следующая технологическая инструкция процесса
раскисления и легирования конвертерной стали.
1. Раскисление и легирование стали марганцем, кремнием,
алюминием, титаном, хромом и цирконием производится в ковше, медью и никелем
– в конвертере. Разрешается присадка в ковш меди и никеля для корректировки
химического состава. Раскислители и легирующие добавки расходуются по весу из
расчета получения заданного содержания элементов в готовой стали.
2. Количество отдаваемых в ковш ферросплавов определяется в
соответствие с рекомендацией ЭВМ. Для получения рекомендаций ЭВМ мастер
задает для расчета виды ферросплавов и код марки.
3. Система расчета рекомендаций с элементами оптимизации
позволяет мастеру в ориентации на наличие ферросплавов задавать константы
критерия оптимизации; при повышенных механических свойствах проката и
недостатке ферросплавов ориентировать процедуру оптимизации на получение
пониженного содержания марганца в стали и на экономию марганецсодержащих
ферросплавов.
4. По химическому составу ферросплавы должны удовлетворять
требованиям соответствующих ГОСТов, а мастеру конвертеров должен быть
известен состав применяемых ферросплавов.
5. Вводимые в ковш ферросплавы должны быть сухими, в кусках
не более 50 мм, алюминий рекомендуется применять весом не более 4 кг.
6. Перед посадкой в ковш подлежат прокаливанию в печах для
прогрева и сушки силикомарганец в количестве 4 т на плавку при выплавке стали
марок 14Г2, СВ08Г2С, 20ГС, 09Г2СЦ, ферромарганец в количестве 2 т на плавку
при выплавке стали марок 15ХСНД, 30ХС2, 20Х-45Х.
7. Присадку ферросплавов следует начинать после наполнения
металлом ковша на 1/5 высоты ковша и заканчивать до наполнения его на 2/3
высоты.
8. Кипящая сталь раскисляется ферромарганцем с содержанием
кремния не более 1.5%, для корректировки окисленности стали марок 08кп, 1кп
разрешается присадка в ковш алюминия до 100 г/т, для стали марок СВ08, СВ08А
– до 50 г/т.
9. Полуспокойная стали марок 08пс, 10пс, 3пс, 5пс
раскисляется ферромарганцем и силикомарганцем (ферросилицием) из расчета
получения в металле 0.05-0.07% кремния.
10. Спокойная сталь раскисляется ферромарганцем
(силикомарганцем), ферросилицием и алюминием.
Учитывая выше написанное, представленная на рис.3 блок-схема примет вид рис.9.
Рисунок 9 - Блок-схема алгоритма управления процессом раскисления и легирования
3.1 Алгоритмическое обеспечение системы управления
Разработка алгоритмического обеспечения производилась в соответствие с
источником информации (22).
Целью разрабатываемой системы расчета раскислителей и легирующих на плавку
является экономия ферросплавов, увеличение процента попадания в определенные
допуски, снижение брака. В связи с широким сортаментом стали, выплавляемой в
ККЦ-1, повышенными требованиями к качеству продукции, в частности, по
содержанию легирующих элементов в стали, требуется оптимизация проведения
процесса раскисления и легирования. получение металла с заданным химическим
составом и механическими свойствами затруднительно в виду огромной для
человека-оператора размерности решаемой задачи (12), как-то: большое
количество выплавляемых марок стали и используемых раскислителей и
легирующих; высокая степень колебания заданного состава готового металла от
выпуска к выпуску; изменчивость физико-химических свойств раскислителей;
необходимость проведения раскисления и легирования в условиях неполноты
информации; определение требуемых масс ферросплавов при колебаниях
коэффициента угара; малое время слива и, как следствие, ограниченное время
для принятия окончательного решения по расходу раскислителей. Назначение
требуемых масс ферросплавов, полагаясь лишь на опыт мастера-технолога,
приводит к перерасходу раскислителя, непопаданию в заданный диапазон по
химическому составу, браку готовой продукции. Для предотвращения этого
разработана автоматизированная система управления процессом раскисления и
легирования стали при сливе ее в ковш из конвертера.
Сведения о процессе управления и воздействия на процесс с точки зрения
пользователя, осуществляемые при функционировании алгоритма, заключаются в
следующем (10).
Основная задача раскисления – это снижение содержания растворенного в металле
кислорода до пределов, при которых обеспечивается получение качественного
слитка. Для решения этой задачи в металл вводят элементы-раскислители,
образующие при данных термодинамических условиях окислы, более прочные, чем
оксид железа FeO, и не растворимые в стали. Для получения спокойной стали
элемент-раскислитель должен обладать большим сродством к кислороду не только
по сравнению с железом, но и с углеродом, так как необходимо предупредить
возможность развития реакции обезуглероживания и образования оксида углерода.
Поэтому обычно в качестве раскислителя применяют такие элементы, как
марганец, кремний, подаваемые в виде ферросплавов, и алюминий, подаваемый в
кусках.
Основная задача легирования – получение каких-то определенных физико-
химических свойств стали, а также обеспечение заданного химического состава.
Это достигается путем введения необходимых элементов в сталь и растворение их
в жидком железе. Но условия сталеплавильного процесса таковы, что часть
подаваемых элементов, окислившись, переходят в шлак из-за воздействия с
кислородом газовой фазы, оксидом железа шлака, растворенным в металле
кислородом. В результате этого не вся масса легирующих переходит в металл.
Поэтому для получения заданного химического состава необходимо давать строго
определенные массы раскислителей и легирующих, которые должны определяться с
учетом угоревших масс, то есть масс, перешедших в шлак. Воздействиями на
процесс с точки зрения пользователя в этом случае является отдача тех масс
ферросплавов в ковш, которые рекомендуются данным алгоритмом.
Ограничение на возможности применения алгоритма заключается в том, что данный
алгоритм предназначен для расчета масс ферросплавов, как-то ферромарганца,
силикомарганца, ферросилиция 65 и 45 и их комбинации между собой, поэтому
алгоритм способен определять только эти массы и не распространяется на другие
элементы раскислителей и легирующих. Условие применения алгоритма – работа
при существенной неполноте информации. Полный объем информации включает
экпресс-анализ стали на повалке, химический анализ готовой стали, веса
раскислителей, отданных на плавку, время слива и время додувки стали,
содержание элемента в раскислителях, вид применяемого раскислителя. Если же к
моменту начала расчета отсутствует какая-либо информация, то берется
прогнозируемое значение. Характеристики решения: точность до 10 кг/т, время –
в течение минуты алгоритм выдает массы ферросплавов. Общие требования к
входным и выходным данным заключаются в проверке их на достоверность.
Недостоверные данные заменяются прогнозируемыми значениями. Форматы и коды,
используемые в системе, одинаковы для соответствующих параметров.
Систему раскисления и легирования стали в ковше можно представить в виде
функциональной блок-схемы (рис.10), которая, как и все последующие блок-
схемы, составлена согласно ГОСТу (17). Рассмотрим описание связи между
частями и операциями алгоритмов.
В блоке 1 поступление информации на текущую плавку и информация о прошедших
плавках из непрерываемой и групповой предыстории включает в себя ввод с
клавиатуры информации в объеме массива производственных данных на плавку и
считывания из блоков данных из групповой и непрерывной предыстории
параметров, необходимых для расчета.
В блоке 2 вводится марка стали мастером-технологом путем набора кода марки
выплавляемой стали.
В блоке 3 контроль входной информации осуществляется в некотором вероятном
для каждого параметра диапазоне, определенном из опытных данных. Если
параметр выходит за пределы диапазона, оператору системы выда-
Рисунок 10 - Блок-схема алгоритма раскисления и легирования стали
ется диагностическое сообщение: "параметр недостоверен". Контроль производится
по коду марки К (диапазон изменения от 1 до 99), времени додувки tд
(диапазон изменения от 10 до 150 с), времени слива tсл (диапазон
изменения от 150 до 850 с), процентному содержанию 1-ого элемента в ферросплаве
k Lkl (диапазон изменения марганца в ферромарганце от 69 до 84%,
силикомарганце от 71 до 80%, кремния в силикомарганце от 16 до 20%, в
ферросилиции 65 от 63 до 68%, в ферросилиции 45 от 43 до 48%), массе
ферросплава k Mkф (диапазон изменения от 0 до 900 кг).
Блок-схема алгоритма контроля входной информации представлена на рис.11.
Рисунок 11 - Блок-схема алгоритма контроля входной информации
В блоке 4 выбираются задания по углероду, марганцу и кремнию готовой стали
для требуемой марки стали. Работа вычислительного алгоритма по расчету
раскислителей и легирующих производится по 7 группам марок стали. Каждая
группа марок стали характеризуется одинаковым угаром марганца и кремния и
относительно одинаковым их содержанием в готовой стали разных марок. С вводом
марки стали определяется принадлежность этой марки к той или иной группе, и
формируется для расчета групповая и непрерывная предыстория. По коду марки
определяется задание на содержание элемента в готовой стали, допустимые
пределы на содержание этого элемента, а также вид раскислителей, применяемых
на этой марке.
В блоке 5 осуществляется расчет (восстановление) фактических угоревших масс
элементов и эквивалентной окисленности. По номеру плавки находится в
предыстории бланк на эту плавку, по которому определяется, вводил ли мастер
по этой плавке код марки, то есть, производился ли расчет ферросплавов на
данную марку. Проверяется также, ввел ли контролер отдела технического
контроля фактические веса ферросплавов, по которым производится расчет
фактических угоревших масс элемента, определяемый как разность между массой
элемента в отданном ферросплаве и массе элемента, находящегося на плавку.
Если код марки или фактические веса раскислителей не вводились или
фактический угар не проходит контроль по ограничению, то расчет по этой
плавке не производится. Если введены код марки и фактические веса
ферросплавов, угар элемента прошел контроль, по данной плавке формируется
предыстория. В непрерывной предыстории производится релейно-экспоненциальное
сглаживание значений углерода и марганца, полученных на повалке, и времени
слива. В групповой предыстории производится релейно-экспоненциальное
сглаживание значений углерода и марганца на повалке, времени слива, значений
углерода, марганца и кремния готовой стали. Эквивалентная окисленность
определяется как остаточная окисленность после отдачи раскислителей по каждой
группе марок отдельно плюс пересчитанные в окисленность через коэффициент
перевода Д угара марганца и кремния угоревшей массы. Блок-схема расчета
фактических угоревших масс и эквивалентной окисленности представлена на
рис.12.
В блоке 6 происходит адаптация коэффициентов пересчета. Алгоритм адаптации
начинает свою работу с приходом химического анализа готовой стали. Ошибки
прогноза угара элементов и эквивалентной окисленности на плавку определяются
как разность между фактическим угаром элемента и расчетной по угару
эквивалентной окисленностью и их прогнозируемыми значениями на данную (i-s)-
тую плавку. Вычисление приращений времени слива и времени додувки для
непрерывной предыстории производится как разность значений между временем
слива и додувки на (i-s)-той плавки и
Рисунок 12 - Блок-схема расчета фактических угоревших масс и эквивалентной
окисленности
предыдущей ближайшей плавкой, для групповой предыстории – как разность между
(i-s)-той плавкой и ближайшей предыдущей плавкой по группе. Ошибки прогноза
угоревших масс и эквивалентной окисленности и приращения времени слива и
додувки нормируются и по ним рассчитываются приращения коэффициентов. Затем
эти приращения сглаиваются релейно-экспоненциальным фильтром, и по сглаженным
значениям приращений корректируются спрогнозированные коэффициенты пересчета
на (i-s)-той плавке. Эти же коэффициенты заносятся во все последующие бланки
по плавкам. Алгоритм адаптации коэффициентов пересчета представлен на рис.13.
Обозначения всех элементов данного алгоритма и всех последующих алгоритмов
даны в приложении 6 данного дипломного проекта.
В блоке 7 осуществляются расчетные приведения угоревшей массы элемента и
эквивалентной окисленности к базовым условиям по контролируемым факторам. По
приходу химического анализа готовой стали эквивалентная окисленность
приводится к базовым условиям по углероду и марганцу на повалке и их
взаимовлиянию на окисленность, времени слива и времени додувки, углероду,
марганцу и кремнию в готовой стали и их взаимовлиянию на процесс раскисления.
Приведение к базе угоревших масс элементов производится по тем же параметрам,
что и эквивалентная окисленность, но значения коэффициентов пересчета берутся
различные для каждой группы марок стали. Блок-схема алгоритма приведения
представлена на рис.14.
В блоке 8 происходит экстраполяция приведенных угоревших масс элементов и
эквивалентной окисленности. Сглаженные релейно-экспоненциальным фильтром
значения базовой окисленности прогнозируются на последующие по номерам плавки.
Для угоревших масс элементов в зависимости от того, как давно плавилась данная
марка стали, выбирается настройка сглаживателя a11 или a
12 для каждого элемента. При этом если марка стали через DN
плавок, то настройка сглаживателя берется равной a12.
Рисунок 13 - Блок-схема алгоритма адаптации
Рисунок 14 - Блок-схема алгоритма приведения эквивалентной окисленности и
угоревших масс к базовым условиям
Сглаженные релейно-экспоненциальным фильтром значения базовых угоревших масс
элементов прогнозируются на следующие плавки данной группы марок. Блок-схема
алгоритма экстраполяции приведенных угоревших масс и эквивалентной
окисленности представлена на рис.15.
В блоке 9 экстраполированные значения угоревших масс запоминаются по группам
марок.
В блоке 10 прогнозируются значения контролируемых параметров и времени слива
на текущую плавку. Иногда слив металла в ковш и раскисление происходят до
прихода экспресс-анализа, содержание углерода и марганца в стали определяется
по скрапине, поэтому для алгоритма расчета ферросплавов содержание углерода и
марганца на повалке прогнозируются как
Рисунок 15 - Блок-схема алгоритма экстраполяции эквивалентной окисленности и
угоревших масс
сглаженные релейно-экспоненциальным фильтром значения последнего экспресс-
анализа. Информация о времени слива плавки поступает с запаздыванием по
отношению к моменту раскисления на данной плавке, вследствие чего возникает
необходимость в прогнозировании времени слива, которое осуществляется
релейно-экспоненциальным фильтром, обеспечивающим защиту времени слива от
случайных помех. Время слива колеблется от 4 до 6 мин. При времени слива,
равном 3 мин, производится заделка сталевыпускного отверстия огнеупорным
составом, а на следующей плавке время слива резко возрастает. В этом случае
предусмотрен двукратный переопрос времени слива. Если на i-той плавке
фактическое время слива резко увеличилось по сравнению с прогнозом, то
прогноз на (i + 1)-ой плавке будет занижен для защиты от случайной помехи. Но
если и на (i + 1)-ой плавке время слива будет таким же большим, то прогноз на
(i + 2)-ую плавку будет принят, равным фактическому времени слива на (i + 1)-
ой плавке, так как в этом случае делается вывод, что был произведен ремонт
сталевыпускного отверстия, и время слива увеличилось. Прогнозирование времени
слива на предстоящую i-ую плавку происходит после слива предыдущей (i – 1)-ой
плавки. Блок-схема алгоритма прогнозирования контролируемых параметров и
времени слива представлена на рис.16.
В блоке 11 осуществляется пересчет экстраполированных угревших масс элементов
и эквивалентной окисленности на условия текущей плавки. Окисленность плавки
О(i) перед раскислением оказывает существенное влияние на угар элементов.
Приборов непосредственного контроля окисленности металла пока нет, и
окисленность плавки считается по таким косвен-
ным параметрам, как углерод, марганец, кремний, время слива и время додувки.
Прогнозируемая окисленность учитывается в расчетах угара элементов. Базовые
угары элементов пересчитываются на условия текущей плавки. Блок-схема
пересчета имеет следующий вид (рис.17).
В блоке 12 рассчитываются массы ферросплавов на текущую плавку. Если мастер-
технолог ввел с пульта вид ферросплавов, которыми будет раскисляться данная
марка стали, то расчет будет производится на эти ферросплавы. Если мастер не
ввел вид раскислителей, то для расчета выбирается та группа раскислителей,
которая имеется в наличии и у которой более высокий приоритет. Когда марка
стали раскисляется одним или двумя ферросплавами, содержащими различные
элементы (Mn, Si), то расчет производится по разности процентного содержания
элемента на повалке и в готовой стали с уче
Рисунок 16 - Блок-схема алгоритма прогнозирования контролируемых параметров и
времени слива
Рисунок 17 - Блок-схема алгоритма пересчета эквивалентной окисленности и
угоревших масс на условия текущей плавки
том прогнозируемого угара и процентного содержания элемента в ферросплаве.
На тех марках, которые не раскисляются двумя ферросплавами, содержащими один
и тот же элемент (FeMn, SiMn; FeSi, SiMn), расчетная масса находится решением
системы двух уравнений. Если производится расчет FeMn и SiMn, то сначала
рассчитывается SiMn на необходимое количество кремния в готовой стали, а
затем – FeMn с учетом марганца в SiMn. Если производится расчет FeSi и SiMn,
то сначала рассчитывается SiMn на необходимое количество марганца в готовой
стали, а затем рассчитывается FeSi с учетом кремния в SiMn. Рассчитанные
массы раскислителей проходят контроль на минимальный диапазон. Блок-схема
алгоритма расчета масс ферросплавов представлена на рис.18.
Рисунок 18 - Блок-схема алгоритма расчета масс ферросплавов на текущую плавку
В блоке 13 происходит оптимизация масс ферросплавов. Угоревшие массы элементов,
определяемые в блоке 11, передаются в блок оптимизации, где происходит поиск
минимума критерия, включающего в ценовую составляющую и составляющую,
определяющую состав готового металла (см. подраздел 2.4 данного дипломного
проекта). Результатами оптимизации являются массы ферросплавов, которые
подаются на предстоящую плавку. Для реализации процедуры оптимизации были
исследованы различные методы оптимизации (метод наискорейшего спуска,
координатного поиска, поисковый симплекс-метод). В итоге наиболее эффективным
оказалось применение поискового симплекс-метода в виду его простоты и
компактности алгоритмов, широкого класса оптимизируемых функций, высокой
скорости сходимости в сложных условиях. Блок-схема поискового симплекс-метода
представлена на рис.19. Исходные данные, представленные в блоке 1, включают
следующие величины: К – размерность задачи, К = 4, так как в алгоритме
оптимизируются четыре массы ферросплавов FeMn, SiMn, FeSi 45, FeSi 65; a, b, c
– параметры алгоритма, a = 1, b = 0.5, c = 2; Д – точность решения, Д = 10
5; х0 – массив координат исходной точки, выбирается
произвольно; Sl – массив масштабов, определяющий размер исходного симплекса,
выбирается произвольно; ОВ, ОН – массив ограничений, включает допустимые
диапазоны по переменным (массам ферросплавов), которые изменяются в данном
проекте от 0 до 900 кг.
В блоке 5 вычисляется критерий оптимизации, сформированный в подразделе 2.4
данного дипломного проекта, который после подстановок цен ферросплавов и
весовых коэффициентов примет вид:
(23)
где х1, х2, х3, х4 – массы ферросплавов;
Мст – масса стали, кг;
Рисунок 19 – Блок-схема поискового симплекс-метода
МMnуг, МSiуг – угоревшие массы марганца и кремния, кг;
Mn, Si – состав готовой стали, %;
LSi, SiMn, LSi, FeSi
65, LSi, FeSi 45 – содержание кремния в
силикомарганце, ферросилиции 65 и ферросилиции 45 соответственно, %;
LMn, FeMn, LMn, SiMn – содержание марганца в ферромарганце и силикомарганце, %;
552.5, 560.8, 470, 771 – цены ферросплавов соответственно FeMn, FeSi 65, FeSi
45, SiMn, руб/т;
1, 1.5*108,1.5*109 – весовые коэффициенты.
Цифровые значения в критерии не являются константами, они могут быть заменены
в соответствие с решаемой на данном этапе проблемой.
В блоке 14 определяется эффект оптимизации, осуществляется сравнение
результатов блоков 12 и 13 (см. рис.10). Этот блок показывает необходимость
оптимизации, выдает в блок 15 результаты блока 13.
В блоке 15 осуществляется вывод результатов оптимизации на табло мастеру-
технологу.
Разработка информационного обеспечения производилась в соответствие с
источником (22).
При функционировании системы необходимые данные вводятся с клавиатуры
мастером-технологом в виде дискретных сигналов по мере их поступления из
химической лаборатории и датчиков. Расчет начинается при вводе кода марки.
Вводимые данные представлены в табл.4. В качестве входных данных в системе
раскисления и легирования стали могут использоваться дополнительно к данным в
табл.4 процентные содержания элементов в ферросплавах, такие как марганец в
ферромарганце и силикомарганце (LMn, FeMn, L
Mn, SiMn), кремний в силикомарганце и ферросилиции
(LSi, SiMn, LSi,
FeSi 65, LSi, FeSi 45). Эти данные
вводятся только при использовании ферросплавов других марок, а по умолчанию
берутся из массива констант по конвертерам, который будет описан ниже. При
формировании предыстории используются сигналы типа "да-нет",которые формирует
сама система. Их смысловое значение заключается в необходимости корректировки
предыстории. Это сигналы "Есть ли код марки?", "Есть ли фактические веса
ферросплавов?". Периодичность ввода производится по мере поступления
химического анализа готовой стали.
Таблица 4 - Входные данные алгоритма
| Наименование данных | Обозначение | Значимость | Периодичность ввода |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Номер плавки | N | 106 | По мере поступления информации |
| Код марки стали | К | 102 | По мере поступления информации |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Углерод повалки, % | Сn | 10- 2 | Один раз за плавку |
| Марганец повалки, % | Mnn | 10- 2 | Один раз за плавку |
| Масса FeMn, фактич., кг | MфFeMn | 104 | Один раз за плавку |
| Масса FeSi, фактич., кг | MфFeSi | 104 | Один раз за плавку |
| Масса SiMn, фактич., кг | MфSiMn | 104 | Один раз за плавку |
| Время додувки, с | tд | 103 | Один раз за плавку |
| Время слива, с | tсл | 103 | Один раз за плавку |
| Углерод готовой стали, % | С | 10- 2 | Один раз за плавку |
| Марганец готовой стали, % | Mn | 10- 2 | Один раз за плавку |
| Кремний готовой стали, % | Si | 10- 2 | Один раз за плавку |
Все выходные данные представлены в табл.5 в виде дискретных сигналов, которые
формируются после проведения всех расчетов и выдаются на экран дисплея и при
желании на печать.
Таблица 5 - Выходные данные алгоритма
| Наименование выходных данных | Разрядность | Диапазон измерения |
| Угоревшая масса марганца и кремния, кг | 103 | По Mn 200-600, Si 10-400 |
| Расчетные массы ферросплавов, кг | 104 | 100-9000 |
| Оптимальные массы ферросплавов, кг | 104 | 100-9000 |
Для обоснования внедрения разработанной в данном дипломном проекте системы
раскисления и легирования стали целесообразно рассмотреть и ее влияние на
себестоимость стали, выплавляемой в ККЦ-1 ОАО "ЗСМК".
При внедрении автоматизированной системы раскисления и легирования стали
произведены затраты, необходимые для закупки оборудования, его
транспортировки и монтажа.
Затраты на монтаж оборудования принимаются в размере 5% от прейскурантной
цены (стоимости приобретения), транспортно-заготовительные расходы – 8%.
Процент амортизации составляет 16%, так как автоматизированная система
предполагает пятилетний срок службы.
Расчет стоимости оборудования произведен в табл.6, где одновременно
определяются суммы амортизационных отчислений.
Таблица 6 - Расчет стоимости оборудования и амортизационных отчислений
| Наименование | Количество | Сумма приобретения | Затраты на монтаж, руб. | Транспортно-заготовительные расходы, руб. | Первоначальная стоимость, руб. | Амортизационные отчисления | ||
| Прейскурант, руб/ед. | Сумма, руб. | % | Сумма, руб. | |||||
| микропроцессорная техника | 2 | 30000 | 60000 | 3000 | 4800 | 67800 | 16 | 10848 |
| преобразователь М-78 | 2 | 12000 | 24000 | 1200 | 1920 | 31120 | 16 | 4979.2 |
| Табло | 2 | 3000 | 6000 | 300 | 480 | 6780 | 16 | 1084.8 |
| Итого | 90000 | 4500 | 7200 | 105700 | 16912 | |||
Таким образом, для внедрения системы необходимы капитальные затраты в размере
105700 рублей.
Таблица 7 – Анализ калькуляции себестоимости стали в ККЦ-1 ОАО "ЗСМК" за 1999 г.
| Статьи затрат | Цена, руб/т | До внедрения АСУ | После внедрения АСУ | ||
| Количество, т/т | Сумма, руб. | Количество, т/т | Сумма, руб. | ||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| 1. Чугун жидкий ЗСМК | 2520.54 | 0.821 | 2069.36 | 0.83339 | 2100.59 |
| Лом стальной | 1179.94 | 0.2763 | 326.02 | 0.2637 | 311.15 |
| Лом чугунный | 639.4 | 0.018 | 11.51 | 0.018 | 11.51 |
| Шихтовая заготовка | 4074.3 | 0.0003 | 1.22 | 0.0003 | 1.22 |
| Итого | 1.1156 | 2408.11 | 1.1154 | 2424.47 | |
| 2. Ферросплавы | |||||
| Ферромарганец | 21585.7 | 0.0065 | 140.31 | 0.0032 | 69.07 |
| Ферросилиций ФС45 | 12770.02 | 0.0004 | 5.11 | 0.0004 | 5.11 |
| Ферросилиций ФС65 | 9266.98 | 0.0004 | 3.71 | 0.0014 | 12.97 |
| Силикомарганец | 20551.2 | 0.0002 | 4.11 | 0.0019 | 39.05 |
| Алюминий | 38695.92 | 0.0001 | 3.87 | 0.0001 | 3.87 |
| Итого | 0.0076 | 157.10 | 0.007 | 130.07 | |
| Итого металлошихты | 1.1232 | 2565.21 | 1.1224 | 2554.55 | |
| 3. Отходы | |||||
| Недоливки габаритные | 966.94 | 0.0128 | 12.38 | 0.012 | 11.60 |
| Отходы от МОЗ | 78.00 | 0.0002 | 0.02 | 0.0002 | 0.02 |
| Скрап | 0.00 | -0.0001 | -0.04 | ||
| Угар | 0.1102 | 0.00 | 0.1095 | 0.00 | |
| Брак | 0.00 | 0.0008 | 0.74 | ||
| Шлак используемый | 24.5 | 0.0072 | 0.18 | 0.0072 | 0.18 |
| Итого | 0.1232 | 12.57 | 0.1224 | 12.50 | |
| Задано за минусом отходов | 1.0000 | 2552.65 | 1.0000 | 2542.05 | |
| 4. Добавочные материалы | |||||
| Кокс | 1042.86 | 0.0003 | 0.31 | 0.0003 | 0.31 |
| Науглероживание | 5014.5 | 0.00002 | 0.10 | 0.00002 | 0.10 |
| Известь | 444.9 | 0.0654 | 29.10 | 0.0654 | 29.10 |
| Марганцевый концентрат | 182.00 | 0.0001 | 0.02 | 0.00011 | 0.02 |
| Коксик | 714.14 | 0.002 | 1.43 | 0.002 | 1.43 |
| Антрацит | 402.92 | 0.0015 | 0.60 | 0.0015 | 0.60 |
| Уголь газовый | 419.06 | 0.0035 | 1.47 | 0.0035 | 1.47 |
| Доломит | 272.96 | 0.0035 | 0.96 | 0.0035 | 0.96 |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| Доломит обожженный | 1150.28 | 0.001 | 1.15 | 0.001 | 1.15 |
| Окалина | 72.00 | 0.0007 | 0.05 | 0.0007 | 0.05 |
| Агломерат | 1906.8 | 0.0055 | 10.49 | 0.0055 | 10.49 |
| Итого добавочных материалов | 0.08352 | 45.67 | 0.08352 | 45.67 | |
| Итого задано | 2598.32 | 2587.72 | |||
| 5. Технологическое топливо | |||||
| Газ коксовый | 236.88 | 0.0073 | 1.73 | 0.0073 | 1.73 |
| Газ природный | 911.94 | 0.0018 | 1.64 | 0.0018 | 1.64 |
| Испарения отходящего тепла | 32.18 | 0.07 | 2.25 | 0.07 | 2.25 |
| Электроэнергия, кВт*ч | 508.56 | 0.0183 | 9.31 | 0.0183 | 9.31 |
| Пар, Пкал | 83.58 | 0.0135 | 1.13 | 0.0135 | 1.13 |
Вода техническая, м3 | 331.46 | 0.0142 | 4.71 | 0.0142 | 4.71 |
Вода химически очищенная, м3 | 11.64 | 0.2951 | 3.43 | 0.2451 | 2.85 |
Сжатый воздух, м3 | 51.72 | 0.0243 | 1.26 | 0.0243 | 1.26 |
Кислород, м3 | 552.34 | 0.0876 | 48.38 | 0.0876 | 48.38 |
Азот, м3 | 137.06 | 0.0263 | 3.60 | 0.0263 | 3.60 |
| Итого топлива | 0.5584 | 77.45 | 0.5084 | 76.86 | |
| Фонд з/п | 17.86 | 17.86 | |||
| Отчисления на социальное страхование | 40% от фонда з/п | 7.14 | 7.14 | ||
| Сменное оборудование | 76.00 | 75.98 | |||
| Амортизация | 11.08 | 12.88 | |||
| Ремонтный фонд | 72.6 | 72.6 | |||
| В т.ч. текущий ремонт | 61.9 | 61.9 | |||
| Капитальный ремонт | 10.7 | 10.7 | |||
| Содержание основных средств | 44.3 | 44.3 | |||
| Работа транспортных цехов | 5.84 | 4.84 | |||
| Услуги ЦПС | 25.88 | 25.88 | |||
| Прочие расходы | 3.82 | 2.38 | |||
| В т.ч. охрана труда | 0.96 | 0.96 | |||
| Общезаводские расходы | 77.14 | 77.06 | |||
| Потери от брака | 0.48 | 0.48 | |||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 |
| Производственная себестоимость | 3017.90 | 3005.99 | |||
Анализ себестоимости стали в ККЦ-1 ОАО "ЗСМК" за 1999 г. приведен в табл.7.
Анализ выполнен на основе сопоставления данных калькуляции себестоимости
продукции по плану и отчету. Выполнение плана по себестоимости продукции
определяется разностью отчетных и плановых результатов по производственной
себестоимости. Полученная экономия (-) показала снижение себестоимости.
Как видно из табл.7, снижение фактической стоимости ферросплавов связано с их
дефицитностью и вытекающими из нее необходимостями работать с более дорогими
ферросплавами, а также работать на нижнем пределе допустимого диапазона
содержания важнейших примесей в готовой стали, что не всегда наилучшим
образом отражается на свойствах проката. Автоматизированная система
раскисления и легирования, предложенная в дипломном проекте, позволяет
выбирать из имеющихся ферросплавов более дешевые, но при этом сохранять все
требуемые свойства готового металла, в результате чего снизится плановая
себестоимость и в качестве плана на отчетный период можно будет предложить
уже оптимальный вариант расходов ферросплавов.
За 1999 г. по плану расходы на раскисление и легирование стали составили 157
руб/т (табл.7). Разработанная модель раскисления и легирования стали при
внедрении в реальные производственные условия снизит расходы на раскисление и
легирование за счет экономии расхода ферросплавов и более рационального их
использования в среднем на 300 г/т стали (для каждого раскисления). В системе
задействованы алюминий и такие ферросплавы, как ферромарганец, ферросилиций
ФС45 и ФС65 и силикомарганец. Их примерное снижение составляет 0.0006 т/т. С
учетом этого снижения расход ферросплавов составит 0.0076 – 0.0006 = 0.007
т/т. Постатейное изменение себестоимости показано в табл.8.
Таблица 8 – Изменение стоимости ферросплавов
| Вид ферросплава | Количество по плану, т/т | Цена, руб/т | Сумма, руб/т |
| Ферромарганец | 0.0065 – 0.0033 = 0.0032 | 21585.7 | 69.07 |
| Ферросилиций ФС45 | 0.0004 – 0 = 0.0004 | 12770.02 | 5.11 |
| Ферросилиций ФС65 | 0.0004 + 0.001 = 0.0014 | 9266.98 | 12.97 |
| Силикомарганец | 0.0002 + 0.0017 = 0.0019 | 20551.2 | 39.05 |
Суммарный расход ферросплавов после внедрения автоматизированной системы
управления процессом раскисления и легирования стали в конвертере составит
69.07 + 5.11 + 12.97 + 39.05 = 126.2 (табл.8) вместо существующего расхода,
равного 140.31 + 5.11 + 3.71 + 4.11 = 153.24 (табл.7). Таким образом,
снижение стоимости раскисления по плану составляет:
153.24 – 126.2 = 27.04 руб/т.
Вместе с тем в состав плана входит использование при раскислении и
легировании алюминия, но на его расход разработанная в дипломном проекте
система не повлияет. Таким образом, в результате внедрения системы
раскисления и легирования общая стоимость ферросплавов по плану составит
126.2 + 3.87 = 130.07 руб. вместо 157.11 руб.
В связи с внедрением системы раскисления и легирования можно сделать
следующие выводы:
1) общее снижение себестоимости вследствие осуществления проектных
мероприятий составит 3017.9 – 3005.99 = 11.91 руб/т стали;
2) другие технико-экономические показатели работы цеха (выпуск продукции,
численность работающих, стоимость основных фондов, сортамент выплавляемой
продукции и т.д.) останутся без изменения.
Годовой экономический эффект, руб, составит
Эг = (С1 – С2) * В, (24)
где С1 и С2 – себестоимость 1 т стали соответственно до и
после внедрения системы, руб.;
В – годовой выпуск металла, т/год;
Эг = (3017.9 – 3005.99) * 3207467 = 38200931.97 руб.
Срок окупаемости разработанной системы, год, рассчитывается по формуле
Т = К/Эг, (25)
где К – капитальные вложения в систему, руб.;
Т = 105700/38200931.97 = 0.003 года.
Экономические показатели внедрения АСУ процессом раскисления и легирования
стали в конвертере сведены в табл.9.
Таблица 9 – Экономические показатели внедрения АСУ отдачей ферросплавов в
конвертер
| Наименование статьи | Показатели до реконструкции | Показатели до реконструкции |
| Годовой выпуск металла, т | 3207467 | 3207467 |
| Капитальные вложения, руб. | 105700 | |
| Амортизационные отчисления, руб. | 16912 | |
| Расход ферромарганца на плавку, т | 0.0065 | 0.0032 |
| Расход ферросилиция ФС45 на плавку, т | 0.0004 | 0.0004 |
| Расход ферросилиция ФС65 на плавку, т | 0.0004 | 0.0014 |
| Расход силикомарганца на плавку, т | 0.0002 | 0.0019 |
| Себестоимость 1 т стали, руб/т | 3017.9 | 3005.99 |
| Срок окупаемости системы, год | 0.003 | |
| Годовой экономический эффект, руб. | 38200931.97 |
5.1 Охрана труда
в вычислительном центре
Разработанная в данном дипломном проекте система раскисления и легирования
основывается на использовании средств вычислительной техники, поэтому вся
необходимая аппаратура располагается в вычислительном центре (ВЦ).
Работы персонала ВЦ, производимые сидя, стоя или связанные с ходьбой и
сопровождающиеся некоторым физическим напряжением, относятся к категории
"легкая" – Iб. При этом интенсивность энерготрат составляет 140-174 Вт (СанПиН
2.2.4.548-96). В процессе труда на работников могут оказывать действие
следующие опасные и вредные производственные факторы (ГОСТ 12.0.003-74*
):
v шум на рабочем месте;
v статическое электричество;
v электромагнитные излучения;
v неблагоприятные метеорологические условия;
v отсутствие или недостаток естественного света;
v недостаточная освещенность рабочей зоны;
v наличие напряжения в электрической цепи, замыкание которой может
произойти через тело человека;
v психофизиологические факторы – умственное перенапряжение, монотонность
труда, эмоциональные перегрузки, напряжение зрения и внимания, длительные
статические нагрузки.
При этом опасные и вредные факторы по СанПиН 2.2.2.542-96 не превышают
допустимых значений. Поскольку в помещениях ВЦ работа с компьютерами и
оргтехникой является основной, то должны обеспечиваться оптимальные параметры
микроклимата в помещениях ВЦ для снижения риска заболеваний. Оптимальные
величины показателей микроклимата на рабочих местах представлены в табл.10 в
соответствие с СанПиН 2.2.4.548-96, при этом перепад температуры воздуха в
течение смены на рабочих местах не превышает 2°С.
Таблица 10 – Оптимальные величины показателей микроклимата на рабочих местах
помещений ВЦ
| Период года | Категория работ | Температура воздуха, °С | Относительная влажность воздуха. % | Скорость движения воздуха, м/с |
| Холодный и переходный (t<8°С) | Iб | 21-23 | 60-40 | 0.1 |
| Теплый (t³8°С) | Iб | 22-24 | 60-40 | 0.1 |
Для поддержания оптимальных параметров микроклимата предусматривается
кондиционирование воздуха второго класса, что позволяет достичь нормируемую
чистоту и метеорологические условия воздуха, для чего используется
автоматическое регулирование установок кондиционирования воздуха, которых в ВЦ
установлено две (СНиП 2.04.09-91*). Подача воздуха для охлаждения
ЭВМ предусматривается для каждой машины по собственному воздуховоду, что
исключит возможность распространения пожара с одной машины на другую. Для
обогрева помещений в холодные периоды года предусматривается система отопления,
которая должна быть пожаро- и взрывобезопасна. В качестве системы отопления
можно использовать систему центрального водяного отопления, достоинствами
которой являются ее гигиеничность, надежность в эксплуатации и возможность
регулирования температуры в широких пределах.
В помещениях ВЦ предусматривается естественное и искусственное освещение в
соответствие со СНиП 23-05-95. Естественное освещение в ВЦ применяют
одностороннее боковое с кео = 1%, светопроемы ориентированы преимущественно
на север и северо-восток. Рабочие места операторов, работающих с дисплеями,
располагают на удалении от окон 1.2 м и таким образом, чтобы окна находились
слева. Искусственное освещение в помещениях осуществляется системой общего
равномерного освещения. В случаях преимущественной работы с документами
допускается применение системы комбинированного освещения (к общему освещению
дополнительно устанавливаются светильники местного освещения для освещения
зоны расположения документов). Для исключения засветки экранов дисплеев
прямыми световыми потоками светильники общего освещения располагают сбоку от
рабочего места, параллельно линии зрения оператора и стене с окнами. В
качестве источников света при искусственном освещении должны применяться
преимущественно люминесцентные лампы ЛБ-80. В светильниках местного освещения
допускается применение ламп накаливания.
В виду использования вычислительной техники предусматривается защита от шума.
При выполнении основной работы на персональном компьютере уровень шума на
рабочем месте не должен превышать 50 дБА. На рабочих местах в помещениях для
размещения шумных агрегатов вычислительных машин (АЦПУ, принтеры и т.п.)
уровень шума не должен превышать 75 дБА (СанПиН 2.2.2.542-96). Снизить
уровень шума в помещениях ВЦ можно использованием звукопоглощающих материалов
с максимальными коэффициентами звукопоглощения в области частот 63-8000 Гц
для отделки помещений. Дополнительным звукопоглощением служат однотонные
занавеси из плотной ткани.
При эксплуатации любого из элементов ЭВМ возможно возникновение статического
электричества. Методами защиты от него являются нейтрализация заряда
статического электричества, увлажнение воздуха и применение антистатического
покрытия в качестве покрытия технологических полов.
По НПБ 105-95 помещения ВЦ по взрывопожарной и пожарной опасности относятся к
категории В и имеют степень огнестойкости II, учитывая высокую стоимость
электронного оборудования ВЦ. Для тушения пожаров в помещениях ВЦ
используются углекислотные огнетушители ОУ-2 и ОУ-5, достоинствами которых
являются диэлектрические свойства углекислоты и сохранность электронного
оборудования.
Сгораемыми материалами в ВЦ являются перфокарты, перфоленты, изоляция силовых
и сигнальных кабелей, провода электронной схемы. источниками воспламенения
могут быть тепловые проявления электрической энергии при коротких замыканиях,
перегрузке. Источники зажигания могут возникнуть при неполадках в работе
электронных схем, кабельных линий и устройствах, применяемых для технического
обслуживания элементов ЭВМ.
Для обнаружения пожаров в их начальной стадии и оповещения службы пожарной
охраны используется система автоматической пожарной сигнализации.
Размещение помещений в ВЦ осуществляется по принципу однородности видов
выполняемых работ. В целях оптимизации условий труда работников ВЦ
видеотерминалы устанавливаются в помещениях, изолированных от помещений с
гибкими дисками и печатающими устройствами (СанПиН 2.2.2.542-96).
Для внутренней отделки интерьера помещений с компьютерами должны
использоваться диффузно-отражающие материалы. Поверхность пола должна быть
ровной, без выбоин, нескользкой.
Расстояние между рабочими столами с видеомониторами должно быть не менее 2.0
м, а между боковыми поверхностями видеомониторов – не менее 1.2 м (СанПиН
2.2.2.542-96).
При организации рабочего места пользователя следует обеспечить соответствие
конструкции всех элементов рабочего места и их взаимного расположения
эргономическим требованиям с учетом характера выполняемой пользователем
деятельности, комплексности технических средств, форм организации труда и
основного рабочего положения пользователя.
С вводом в действие автоматизированной системы управления процессами
раскисления и легирования стали требуются дополнительные затраты на обучение
персонала, обслуживающего ВЦ.
Вследствие многих технологических операций конвертерного производства
создаются неблагоприятные условия труда для обслуживающего персонала. При
проведении кислородно-конвертерного процесса имеют место следующие вредные
производственные факторы:
v движущиеся машины и механизмы, незащищенные подвижные элементы
производственного оборудования;
v повышенный уровень шума на рабочем месте;
v тепловыделения от технологического оборудования и расплавленных металла
и шлака;
v повышенная яркость расплавленных металла и шлака;
v опасность получения ожогов при работе с жидким металлом и шлаком;
v газы, образующиеся при продувке конвертера, работе газовых горелок в
котлах-утилизаторах и при сушке футеровки отремонтированных конвертеров и
сталеразливочных ковшей;
v опасность травмирования от движущихся сталевоза и шлаковоза;
v пыль, образующиеся при транспортировке сыпучих материалов, продувке
конвертера, сливе чугуна из ковша в конвертер, выпуске стали и шлака из
конвертера.
Источниками тепловых выделений являются кожух и раскаленная горловина
конвертера, отходящие газы, расплавленный чугун, жидкие сталь и шлак. В
разливочном пролете большое количество тепла и нагретых газов выделяет
расплавленный металл, подаваемый в изложницы. Интенсивность излучения на этих
участках составляет 350-10500 Вт/м2. Особенно большому тепловому
излечению подвергаются конвертерщики при взятии пробы, измерении температуры,
осмотре и ремонте горловины конвертера. Температура воздуха при проведении
отдельных операций на расстоянии 2-3 м от источника теплоизлучения очень
высока, особенно в летнее время (достигает 45-50°С).
При продувке конвертеров, сушке отремонтированных конвертеров и
сталеразливочных ковшей в воздух выделяются токсичные газы. На рабочей
площадке у конвертеров, на площадке над работающим конвертером в зоне котла-
утилизатора, при выпуске стали и шлака, выбивании продуктов сгорания в зазор
между горловиной конвертера и кессоном, выбросах металла и шлака выделяются
оксид углерода и сернистый газ.
Конвертер служит наиболее значительным источником пылевыделений. Пыль,
выделяющаяся из конвертера, имеет плотность 4.3 г/см3; ее количество
и химический состав измеряются в широких пределах и зависят от многих факторов:
от состава чугуна и присадок, объема конвертера, высоты фурмы над уровнем
металла, от расхода и давления кислорода. Среднее количество пыли, содержащейся
в конвертерных газах, составляет 25-30 кг/т.
Пыль выделяется также при перегрузке шихтовых материалов, кладке конвертеров
и сталеразливочных ковшей, при ломке футеровки конвертеров и ковшей и их
ремонте. В миксерных отделениях пыль и газы выделяются в период заполнения
миксеров и сливе из них чугуна. На 1 т пропущенного через миксер чугуна через
аэрационные фонари выделяется около 60 г пыли и 370 г окиси углерода.
Вблизи конвертера возможно травмирование выплесками и выбросами
расплавленного металла и шлака. Существует возможность выброса металла при
транспортировке ковша с металлом на установку доводки металла (УДМ), при
транспортировке сталевозом с УДМ на разливку краном.
Источниками шума в цехе являются работающий конвертер, технологическое
оборудование (мостовые краны, насосы, автопогрузчики и т.д.), сопла фурмы, из
которых истекает кислород со скоростью звука.
Оптимальные и допустимые величины температуры, относительной влажности и
скорости движения воздуха для рабочей зоны производственных помещений
устанавливаются с учетом избытков явного тепла, тяжести выполняемой работы и
сезонов года в соответствие с СанПиН 2.2.4.548-96.
По условиям труда конвертерный цех является сложным производственным
подразделением.
Для оповещения о нарушениях технологического режима предусмотрена
сигнализация с блокировкой, срабатывающая при следующих аварийных ситуациях:
v предельном снижении давления кислорода и воды, охлаждающей фурму;
v повышенном перепаде температуры воды на охлаждение фурмы;
v неисправности дымососов и т.д.
При любом из перечисленных отклонений загорается сигнальная лампа, включается
звуковая сигнализация, автоматически включается подъем фурмы и подача
кислорода прекращается.
Проемы рабочей площадки вокруг конвертера и привод поворота имеют ограждения.
У конвертера со стороны повалки находится экран, выполненный в виде
металлического каркаса с односторонней обшивкой. Он служит для защиты
обслуживающего персонала от выплесков металла и шлака из горловины и сильного
теплового излучения при взятии пробы и замере температуре.
Все электроустановки заземлены или занулены в соответствие с ПУЭ 2001.
Измерение сопротивления заземления и проверка состояний наружной части
заземляющей или зануляющей проводки производится ежегодно в периоды
наименьшей проводимости почвы: один год летом при наибольшем просыхании, а
другой год зимой при наибольшем промерзании почвы.
Для улавливания вредных примесей в атмосферу из конвертера во время повалки и
слива металла вокруг конвертера выполнен защитный кожух, который соединен с
системой очистки конвертерных газов.
Для защиты рабочих от шума все встроенные помещения звукоизолированы, для
этого стены и потолки облицованы звукопоглощающими материалами, окна
выполнены с двойным остекленением и упругими прокладками по контуру.
Допустимый уровень шума в соответствие с СН 2.2.4/2.1.8.562-96 составляет 80
дБА.
Для предотвращения попадания людей в опасные зоны и под движущееся
оборудование в цехе предусмотрены безопасные маршруты передвижения рабочих по
цеху.
Конвертерные цеха относятся к горячим цехам металлургического производства с
тяжелыми условиями труда и наличием вредных выделений. В летнее время в
непосредственной близости от агрегата (1-1.5 м) температура воздуха на 10-
15°С выше наружной. Здание конвертерного цеха расположено так, что
обеспечиваются наиболее благоприятные условия для естественного освещения и
проветривания. Продольная ось фонаря составляет с направлением
господствующего ветра угол 60-90°, что необходимо для нормальной работы
фонаря. Вентиляция цеха осуществляется путем устройства в стенах здания и
фонарях крыши отверстий, которые открываются или закрываются соответственно
изменениям температуры наружного воздуха, скорости и направления движения
ветра. Аэрация обеспечивает прохождение большого количества воздуха и
поддержание микроклимата и осуществляется с помощью двух рядов вытяжных шахт,
примыкающих к ограждениям конвертерного пролета.
Механическая вентиляция осуществляется на участке тракта подачи сыпучих
материалов аспирационными системами. В помещении поста управления
конвертерами вентиляция запроектирована от двух центральных камер с
адиабатическим охлаждением.
Для освещения производственных помещений наиболее рационально применять
комбинированную систему освещения. Автоматическое регулирование освещенности
можно осуществить с помощью фотореле или путем блокировки с приводом
конвертера или миксера. В качестве дополнительного местного освещения можно
использовать прожекторы. Наряду с этим для уменьшения слепящего действия
расплавленного металла следует предусматривать окраску технологического
оборудования и производственных помещений в светлые тона.
Для отдыха в рабочее время в цехе оборудуются специальные помещения для
отдыха, в которых температура, влажность и скорость движения воздуха
регулируется кондиционером. Помещение для отдыха оборудуют умывальниками с
подводкой холодной и горячей воды, устройствами питьевого водоснабжения и
электрическими кипятильниками.
В состав санитарно-бытовых помещений входят гардеробные для хранения домашней
и рабочей одежды, душевые и умывальные. Санитарно-бытовые помещения обычно
находятся вблизи конвертерного цеха в отдельном трех- или четырехэтажном
здании, которое соединяется с цехом теплым коридором.
Для организации питьевого режима в цехе предусмотрены сатураторные и
фонтанчики с пресной водой с температурой 8-20°С. Расстояние от рабочих мест
до места питьевого водоснабжения не должно превышать 75 м, что соответствует
требованиям СНиП 2.09.04-00.
В системе мер, обеспечивающих благоприятные условия труда, большое место
отводится вопросам цветового оформления помещений. Наиболее холодными и
успокаивающими тонами являются голубовато-зеленоватые тона.
Согласно НПБ 105-95, по взрыво- и пожароопасности кислородно-конвертерное
производство, связанное с выделением тепла, искр и пламени в процессе
обработка негорючих материалов в расплавленном состоянии, относится к
категории Г. В соответствие со СНиП 21.01-97 здание цеха выполнено из
строительных конструкций I и II степени огнестойкости.
Взрывы и выбросы жидкого металла в ККЦ-1 могут происходить в результате
загрузки в конвертер влажного металлолома или вместе с ним закрытых
металлических сосудов с горючими жидкостями, маслами и водой, при вводе в
жидкий металл влажных раскислителей и легирующих материалов. Существует также
опасность прогара футеровки сталеплавильных агрегатов.
К средствам и способам пожаротушения относятся использование углекислоты,
технологического пара, химической и воздушно-механической пены, а также воды.
К месту пожара прокладывают пожарные рукава. В производственных помещениях
оборудованы противопожарные уголки, снабженные ящиками с песком, емкостями с
водой и пожаро-инвентарным щитом. Средствами пожаротушения в ККЦ-1 являются:
v станция водяного пожаротушения;
v станция пенного пожаротушения;
v станция газового пожаротушения.
В залах ЭВМ и помещениях архива, не имеющих оконных проемов в наружных стенах
для дымоудаления, устанавливаются дымовые вытяжные шахты с ручным и
автоматическим открыванием в случае пожара.
Прокладка кабелей через перекрытия, стены и перегородки осуществляется в
отрезках несгораемых труб с соответствующей их герметизацией несгораемыми
материалами.
Установки газового автоматического пожаротушения предусмотрены в залах для
ЭВМ, помещениях для архивов магнитных и бумажных носителей, подпольных
пространствах залов ЭВМ, внешних запоминающих устройств и т.д. Включение
установок автоматического пожаротушения осуществляется автоматически от
извещателей, реагирующих на появление дыма и повышение температуры.
Стальные несущие и ограждающие конструкции помещений ЭВМ защищают
огнезащитными материалами или красками с пределом огнестойкости не менее 0.5
ч. В помещениях подготовки данных, сервисной аппаратуры и архивов магнитных
носителей устанавливают быстродействующие огнезадерживающие устройства
(заслонки, клапаны).
При тушении пожаров необходимо принимать меры для предупреждения
распространения пожара.
ЗСМК, выделяющий в окружающую среду вредные вещества, расположен от города на
расстоянии около 20 км. Между комбинатом и городом нет ни одного
промышленного предприятия, чтобы выбросы комбината складывались с выбросами
других предприятий при направлении ветра в город. Значительная концентрация
источников выделения вредных веществ на комбинате приводит к сильному
загрязнению в радиусе 30-50 км от их источника. По СанПиН 2.2.1/2.1.1.984-00
ККЦ-1 относится к цехам класса I с санитарно-защитной зоной в 1000 м.
Состав газа, выделяющегося из горловины, обычно изменяется в следующих пределах:
83-89% CO, 9-11% CO2, 1.5-5% N2, до 3% O2 и
сернистый газ. Отходящие газы содержат до 250 г/м3 пыли. По
санитарным нормам допустимое содержание пыли в газах, выбрасываемых в
атмосферу, не должно превышать 100 мг/м3, при этом среднесуточная
концентрация пыли в приземном слое должна быть £0.15 мг/м3,
поэтому все кислородные конвертеры оборудуются системами отвода и очистки
отходящих газов (степень очистки должна быть 99.9%).
Неорганизованный выброс пыли и газов, поступающих в атмосферу при повалке
конвертеров, заливке чугуна и сливе металла, оказывает существенное влияние
на санитарное состояние воздушного бассейна.
Вокруг конвертера в ККЦ-1 сооружен защитный кожух с отсосом дыма и выбросов в
газоотводящий тракт конвертера. Для предотвращения загрязнения водного
бассейна сточными водами конвертерный цех оборудован оборотным циклом
водоснабжения.
Вредные вещества, выбрасываемые в атмосферу из труб, переносятся и
рассеиваются в них по-разному в зависимости от метеорологических условий. Они
могут осаждаться на поверхности земли, растительности и водной поверхности,
вымываться из атмосферы дождями. На процесс рассеивания выбросов в атмосфере
оказывает влияние целый ряд факторов: состояние атмосферы, рельеф местности и
характер расположения на ней предприятии, высота трубы, скорость газов трубе,
температура и плотность газов и др.
На рис.20 изображена схема газоочистных сооружений за конвертером.
Рисунок 20 – Схема газоочистки за конвертером емкостью 160 т:
1 – конвертер; 2 – юбка котла-охладителя; 3 – котел-утилизатор; 4 – орошаемый
газоход; 5 – труба Вентури; 6 – каплеуловитель №1; 7 - каплеуловитель №2; 8 –
нагнетатель; 9 – дымовая труба.
Газоочистка имеет три ступени очистки газов от пыли и окончательного их
охлаждения пред нагнетателем. Первая ступень – котел-охладитель ОКГ-160 –
служит для предварительного охлаждения газов и улавливания крупных фракций
пыли. Вторая ступень – орошаемый газоход - предназначена для окончательного
охлаждения газов. Третья ступень – прямоугольная высоконапорная труба Вентури
для тонкой очистки газов от мелкодисперсной пыли. Улавливание капель на влаге
происходит после окончательной очистки газов с помощью каплеуловителей,
после чего очищенные конвертерные газы направляются через нагнетатель в
дымовую трубу и далее в атмосферу.
Внедрение АСУ процессом раскисления легирования стали в конвертере позволяет
повысить точность расчета масс подаваемых ферросплавов и осуществлять их
автоматическое дозирование. Вследствие этого улучшается попадание стали по
химическому составу в заданные пределы и сокращается количество
дополнительных корректировок в конвертере. Это приводит к сокращению общего
времени обработки стали на установке, уменьшению вредных выбросов в
атмосферу. Кроме того, уменьшается среднее количество ферросплавов,
подаваемых на плавку, и, следовательно, количество вредных выбросов в воздух.
В дипломном проекте проведено изучение проектируемой технологии раскисления и
легирования стали применительно к ККЦ-1 ОАО "ЗСМК".
Обоснована необходимость создания автоматизированной системы управления
процессом раскисления и легирования стали как составляющей общей
производственной автоматизированной системы управления кислородно-
конвертерного процессом.
Рассмотрены и разработаны различный виды обеспечения автоматизированной
системы управления процессом раскисления и легирования стали. Изучен и
опробован метод и алгоритм оптимизации процесса раскисления и легирования. По
результатам расчетов установлена необходимость и целесообразность введения в
ранее разработанный алгоритм процедуры оптимизации. При испытании
соответствующей процедуры получено улучшение результатов работы алгоритма на
основе использования угоревших масс элементов.
В результате выполненной в дипломном проекте работы установлено влияние
коэффициентов критерия оптимизации на качественные и экономические
характеристики производства стали, построены последовательности фактических,
расчетных и оптимизированных масс ферросплавов, содержания элементов в стали
на ряде плавок, выбранных для испытания алгоритмов раскисления и легирования
стали.
Указанные методы и алгоритмы опробованы на результатах раскисления и
легирования стали и могут быть использованы в ККЦ-1 ОАО "ЗСМК". Полученные
результаты подтверждают работоспособность алгоритмов при раскислении и
легировании стали.
1. Бигеев А.М. Металлургия стали. – М.: Металлургия, 1988. –
502 с.
2. Сталеплавильщик конвертерного производства. Кривченко
Ю.С., Низяев Г.И., Шершевер М.А. – М.: Металлургия, 1991 – 255 с.
3. Коротич В.И., Братчиков С.Г., Металлургия черных металлов.
– М.: Металлургия, 1987.
4. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая
металлургия. – М.: Металлургия, 1985. – 480 с.
5. Поволоцкий Д.Я. Раскисление стали. – М.: Металлургия,
1972. – 208 с.
6. Кугунин А.А., Соловьев В.И., Кошелев А.Е.
Автоматизированная система управления раскислением и легирование стали в
ковше // Черная металлургия. Бюллетень научно-технической информации. – 1981.
- №10. - с. 58-61.
7. Доброхотов Н.М. Применение термодинамики в металлургии. –
М.: Металлургия, 1955. – 196 с.
8. Хан Б.Х. Раскисление, дегазация и легирование стали. – М.:
Металлургия, 1960. – 256 с.
9. Куликов И.С. Раскисление металлов. – М.: Металлургия,
1975. – 504 с.
10. Попель С.И., Сотников А.И., Броненков В.И. Теория
металлургических процессов. – М.: Металлургия, 1986. – 464с.
11. Кудрин В.А. Металлургия стали. – М.: Металлургия, 1989. – 560 с.
12. Самарин А.Н. Физико-химические основы раскисления стали. –
М.: Металлургия, 1956. – 232 с.
13. Кошелев А.Е., Насонов Ю.В., Турчанинов Е.Б. Техническое
задание на программирование автоматизированной системы управления
раскислением и легированием стали в ККЦ-2 ЗСМС с адаптированным регулирующим
устройством. – Новокузнецк, 1982. – 48 с.
14. Туркенич Д.И., Литвиненко Е.Ф., Югов П.И. Использование
термодинамической модели для прогнозирования усвоения элемента раскисления
//Сталь – 1977. - №10. – с. 12-21.
15. Мочалов С.П. Методы оптимизации металлургических процессов. –
Новокузнецк, 1989.
16. Информационная технология. Комплекс стандартов и руководящих
документов на автоматизированные системы. – М.: Издательство стандартов,
1991. – 36 с.
17. ГОСТ 19.005-85. Схемы алгоритмов и программ. Правила
выполнения. – М.: Издательство стандартов, 1985 – 18 с. – УДК
65.011.66:002:006.354. Группа Т58.
18. Фокс Д. Программное обеспечение и его разработка. – М.: Мир,
1985. – 378 с.
19. Шураков В.В., Алферова З.В., Лихачева Г.Н. Программное
обеспечение ЭВМ. – М.: Статистика, 1979. – 376 с.
20. Программные средства вычислительной техники: Справочник/ под
ред. А.Д. Иванникова. – М.: Издательство стандартов, 1990. – 368 с.
21. Руководство по Клипер (Clipper): Справочник/ под ред. С.В.
Калунина. – М.: Издательство стандартов, 1992. – 784 с.
22. Смирнов Н.Н. Программные средства ПЭВМ. – Л.: Машиностроение,
1990. – 358 с.
23. Юзов О.В. Анализ производственной деятельности предприятий
черной металлургии. – М.: Металлургия, 1980. – 358 с.
24. Ройтбурд Л.Н., Штец К.А. Организация и планирование
предприятий черной металлургии. – М.: Металлургия, 1967. – 516 с.
25. Охрана труда в черной металлургии. Бринза В.Н., Зиньковский
М.М. – М.: Металлургия, 1982. – 336 с.
26. Смирнов Н.В., Коган Л.М. Пожарная безопасность предприятий
черной металлургии. – М.: Металлургия, 1989. – 432 с.
27. Охрана труда и техника безопасности в сталеплавильном
производстве. Ефанов П.Д., Берг И.А. – М.: Металлургия, 1977. – 232 с.
28. Охрана труда в конвертерном производстве. Зиньковский М.М. –
М.: Металлургия, 1973. – 152 с.
29. Гигиенические требования к видеодисплейным терминалам,
персональным электронно-вычислительным машинам и организации работы:
Санитарные правила и нормы СанПиН 2.2.2.542-96. – М.: Информационно-
издательский центр Госкомсанэпиднадзора России, 1996. – 64 с.
30. Охрана труда в вычислительных центрах/ Ю.Г. Сибаров, Н.Н.
Сколотнев, В.К. Васин, В.Н. Нагинаев. – М.: Машиностроение, 1990. – 192 с.
31. ГОСТ 12.0.003-74* (СТ СЭВ 790-77). ССБТ. Опасные и вредные
производственные факторы. – М.: Издательство стандартов, 1996. – 6 с. – УДК
389.6:658.382.3:006.354. Группа Т58.
32. СНиП 2.09.04-00. Административные и бытовые здания. - М.:
ЦИТП Госстроя России, 2000.
33. СН 2.2.4/2.1.8.556-96. Производственная вибрация в помещениях
жилых и общественных зданий. – М.: Минздрав РФ, 1997.
34. Санитарные правила и нормы. Физические факторы
производственной среды. Гигиенические требования к микроклимату
производственных помещений: СанПиН 2.24.548-96/ Госкомсанэпиднадзор России. –
М., 1996.
35. СНиП 2.04.05-91*. Отопление, вентиляция и кондиционирование/
Госстрой России. – М.: ГП ЦПП, 2000. – 72 с.
36. СНиП 23-05-95. Естественное и искусственное освещение/
Минстрой России. – М.: ГП ЦПП, 1995. – 40 с.
Таблица 1.1 - Данные о работе ККЦ-1 ОАО "ЗСМК"
| Номер плавки | Марка стали | Состав стали перед раскислением, % | Масса ферросплавов, кг | Время додувки, с | Время слива, с | Состав готовой стали, % | ||||
| C | Mn | FeSi 65 | SiMn | C | Si | Mn | ||||
| 1 | 3пс/э | 0.07 | 0.28 | 60 | 600 | - | 257 | 0.19 | 0.07 | 0.49 |
| 2 | 3пс/э | 0.05 | 0.19 | 70 | 900 | - | 266 | 0.19 | 0.07 | 0.46 |
| 3 | 3пс/э | 0.03 | 0.25 | 80 | 900 | 48 | 253 | 0.19 | 0.07 | 0.51 |
| 4 | 3пс/э | 0.03 | 0.22 | 80 | 800 | 82 | 258 | 0.17 | 0.06 | 0.45 |
| 5 | 3пс/э | 0.05 | 0.2 | 70 | 800 | - | 274 | 0.19 | 0.08 | 0.53 |
| 6 | 3пс/э | 0.05 | 0.28 | 70 | 550 | - | 260 | 0.16 | 0.09 | 0.45 |
| 7 | 3пс/э | 0.11 | 0.36 | 60 | 500 | - | 245 | 0.2 | 0.06 | 0.49 |
| 8 | 3пс/э | 0.07 | 0.25 | 60 | 650 | - | 244 | 0.2 | 0.06 | 0.47 |
| 9 | 3пс/э | 0.09 | 0.29 | 60 | 600 | - | 261 | 0.19 | 0.05 | 0.47 |
| 10 | 3пс/э | 0.1 | 0.25 | 60 | 600 | - | 269 | 0.19 | 0.08 | 0.45 |
| 11 | 3пс/э | 0.04 | 0.18 | 70 | 750 | - | 259 | 0.2 | 0.07 | 0.47 |
| 12 | 3пс/э | 0.22 | 0.31 | 70 | 600 | 16 | 339 | 0.19 | 0.07 | 0.5 |
| 13 | 3пс/э | 0.17 | 0.27 | 70 | 600 | - | 293 | 0.18 | 0.06 | 0.43 |
| 14 | 3пс/э | 0.06 | 0.25 | 70 | 700 | 33 | 287 | 0.2 | 0.07 | 0.46 |
| 15 | 3пс/э | 0.04 | 0.24 | 80 | 700 | - | 251 | 0.18 | 0.06 | 0.5 |
Таблица 2.1 – Сопоставление вариантов оптимизации процесса раскисления и
легирования
| Номер плавки | Марка стали | Заданный состав стали, % | Фактический состав стали, % | Расчетный состав стали, % | Оптимальный состав стали 1, % | Оптимальный состав стали 2, % | Оптимальный состав стали 3, % | Оптимальный состав стали 4, % | |||||||
| Mn | Si | Mn | Si | Mn | Si | Mn | Si | Mn | Si | Mn | Si | Mn | Si | ||
| 1 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.49 | 0.07 | 0.53 | 0.08 | 0.5 | 0.06 | 0.49 | 0.07 | 0.5 | 0.07 | 0.5 | 0.07 |
| 2 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.46 | 0.07 | 0.52 | 0.07 | 0.49 | 0.09 | 0.5 | 0.08 | 0.49 | 0.07 | 0.5 | 0.06 |
| 3 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.51 | 0.07 | 0.52 | 0.06 | 0.5 | 0.08 | 0.5 | 0.08 | 0.5 | 0.06 | 0.5 | 0.06 |
| 4 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.45 | 0.06 | 0.52 | 0.06 | 0.5 | 0.05 | 0.49 | 0.08 | 0.5 | 0.06 | 0.49 | 0.06 |
| 5 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.53 | 0.08 | 0.53 | 0.07 | 0.51 | 0.06 | 0.5 | 0.08 | 0.51 | 0.06 | 0.5 | 0.06 |
| 6 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.45 | 0.09 | 0.52 | 0.05 | 0.5 | 0.07 | 0.49 | 0.07 | 0.5 | 0.06 | 0.49 | 0.07 |
| 7 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.49 | 0.06 | 0.53 | 0.07 | 0.49 | 0.07 | 0.48 | 0.05 | 0.49 | 0.07 | 0.49 | 0.07 |
| 8 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.47 | 0.06 | 0.53 | 0.08 | 0.49 | 0.07 | 0.48 | 0.07 | 0.49 | 0.07 | 0.49 | 0.07 |
| 9 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.47 | 0.05 | 0.53 | 0.07 | 0.49 | 0.08 | 0.49 | 0.07 | 0.49 | 0.06 | 0.49 | 0.06 |
| 10 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.45 | 0.08 | 0.53 | 0.06 | 0.5 | 0.07 | 0.48 | 0.07 | 0.5 | 0.07 | 0.5 | 0.07 |
| 11 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.47 | 0.07 | 0.52 | 0.08 | 0.49 | 0.07 | 0.5 | 0.06 | 0.5 | 0.07 | 0.5 | 0.07 |
| 12 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.5 | 0.07 | 0.52 | 0.07 | 0.5 | 0.06 | 0.49 | 0.05 | 0.49 | 0.06 | 0.49 | 0.06 |
| 13 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.43 | 0.06 | 0.52 | 0.07 | 0.5 | 0.08 | 0.49 | 0.06 | 0.5 | 0.06 | 0.49 | 0.07 |
| 14 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.46 | 0.07 | 0.52 | 0.06 | 0.51 | 0.07 | 0.49 | 0.08 | 0.5 | 0.07 | 0.5 | 0.06 |
| 15 | 3пс/э | 0.51 | 0.06 | 0.5 | 0.06 | 0.51 | 0.05 | 0.51 | 0.05 | 0.49 | 0.09 | 0.49 | 0.06 | 0.49 | 0.07 |
Таблица 3.1 – Расчет масс ферросплавов в различных вариантах оптимизации
| Номер плавки | Марка стали | Фактические массы ферросплавов, кг | Расчетные массы ферросплавов, кг | Оптимальные масса 1 ферросплавов, кг | Оптимальная масса 2 ферросплавов, кг | Оптимальная масса 3 ферросплавов, кг | Оптимальная масса 4 ферросплавов, кг | ||||||
| FeSi 65 | SiMn | FeSi 65 | SiMn | FeSi 65 | SiMn | FeSi 65 | SiMn | FeSi 65 | SiMn | FeSi 65 | SiMn | ||
| 1 | 3пс/э | 60 | 600 | 25 | 645 | 573 | 591 | 609 | 626 | ||||
| 2 | 3пс/э | 70 | 900 | 0 | 1088 | 1095 | 1013 | 1038 | 1067 | ||||
| 3 | 3пс/э | 80 | 900 | 0 | 958 | 947 | 920 | 914 | 930 | ||||
| 4 | 3пс/э | 80 | 800 | 20 | 897 | 810 | 840 | 865 | 888 | ||||
| 5 | 3пс/э | 70 | 800 | 15 | 799 | 814 | 783 | 792 | 770 | ||||
| 6 | 3пс/э | 70 | 550 | 0 | 786 | 780 | 661 | 705 | 632 | ||||
| 7 | 3пс/э | 60 | 500 | 0 | 572 | 580 | 530 | 519 | 561 | ||||
| 8 | 3пс/э | 60 | 650 | 0 | 772 | 669 | 703 | 726 | 759 | ||||
| 9 | 3пс/э | 60 | 600 | 0 | 601 | 569 | 594 | 602 | 617 | ||||
| 10 | 3пс/э | 60 | 600 | 0 | 776 | 693 | 748 | 726 | 750 | ||||
| 11 | 3пс/э | 70 | 750 | 0 | 908 | 894 | 769 | 810 | 849 | ||||
| 12 | 3пс/э | 70 | 600 | 40 | 599 | 590 | 573 | 599 | 610 | ||||
| 13 | 3пс/э | 70 | 600 | 25 | 822 | 606 | 653 | 701 | 780 | ||||
| 14 | 3пс/э | 70 | 700 | 0 | 896 | 738 | 756 | 800 | 824 | ||||
| 15 | 3пс/э | 80 | 700 | 0 | 798 | 721 | 747 | 763 | 791 | ||||
Таблица 4.1 – Сопоставление масс ферросплавов в различных вариантах оптимизации
| Номер плавки | Марка стали | Отклонение оптимальных масс 1 от, кг | Отклонение оптимальных масс 2 от, кг | Отклонение оптимальных масс 3 от, кг | Отклонение оптимальных масс 4 от, кг | ||||||||||||
| Фактических | Расчетных | Фактических | Расчетных | Фактических | Расчетных | Фактических | Расчетных | ||||||||||
| FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | FeSi | SiMn | ||
| 1 | 3пс/э | -27 | -72 | -9 | -54 | +9 | -36 | +26 | -19 | ||||||||
| 2 | 3пс/э | +195 | +7 | +113 | -75 | +138 | -50 | +167 | -21 | ||||||||
| 3 | 3пс/э | +47 | -11 | +20 | -38 | +14 | -44 | +30 | -28 | ||||||||
| 4 | 3пс/э | +10 | -87 | +40 | -57 | +65 | -32 | +88 | -11 | ||||||||
| 5 | 3пс/э | +14 | +15 | -17 | -16 | -8 | -7 | -30 | -29 | ||||||||
| 6 | 3пс/э | +230 | -6 | +111 | -125 | +155 | -81 | +82 | -154 | ||||||||
| 7 | 3пс/э | +80 | +8 | +30 | -42 | +19 | -53 | +61 | -11 | ||||||||
| 8 | 3пс/э | +19 | -103 | +53 | -69 | +76 | -46 | +109 | -13 | ||||||||
| 9 | 3пс/э | -31 | -32 | -6 | -7 | +2 | +1 | +17 | +16 | ||||||||
| 10 | 3пс/э | +93 | -83 | +148 | -28 | +126 | -50 | +150 | -26 | ||||||||
| 11 | 3пс/э | +144 | -14 | +19 | -139 | +60 | -98 | +99 | -59 | ||||||||
| 12 | 3пс/э | -10 | -9 | -27 | -26 | -1 | 0 | +10 | +11 | ||||||||
| 13 | 3пс/э | +6 | -216 | +53 | -169 | +101 | -121 | +180 | -42 | ||||||||
| 14 | 3пс/э | +38 | -158 | +56 | -140 | +100 | -96 | +124 | -72 | ||||||||
| 15 | 3пс/э | +21 | -77 | +47 | -51 | +63 | -35 | +91 | -7 | ||||||||
Таблица 5.1 – Результаты расчета угоревших масс и коэффициентов угара и
усвоения элементов
| Плавка | Экс.-анал., % | Ковшевой анализ, % | М(FeSi), кг | М(FeMn), кг | М(SiMn), кг | %Si, FeSi | %Si, SiMn | %Mn, SiMn | %Mn, FeMn | МугMn кг | МугSi кг | КугMn | КугSi | КусвMn | КусвMn | |||
| С | Mn | С | Mn | Si | ||||||||||||||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | 11 | 12 | 13 | 14 | 15 | 16 | 17 | 18 | 19 |
| 320720 | 0.06 | 0.29 | 0.18 | 0.49 | 0.1 | |||||||||||||
| 320721 | 0.06 | 0.29 | ||||||||||||||||
| 320722 | 0.06 | 0.19 | 0.1 | 0.39 | 0.01 | |||||||||||||
| 320723 | 0.08 | 0.11 | 0.18 | 0.44 | 0.08 | |||||||||||||
| 320724 | 0.07 | 0.33 | 0.21 | 0.51 | 0.09 | |||||||||||||
| 320725 | 0.07 | 0.28 | 0.17 | 0.52 | 0.6 | 60 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | 78 | 37 | 0.188 | 0.248 | 0.812 | 0.752 | ||
| 320726 | 0.07 | 0.23 | 550 | |||||||||||||||
| 320727 | 0.04 | 0.15 | 0.17 | 0.53 | 0.13 | |||||||||||||
| 320729 | 0.05 | 0.19 | 0.17 | 0.46 | 0.18 | 70 | 900 | 66 | 18.3 | 69.2 | 241 | 98 | 0.387 | 0.464 | 0.613 | 0.536 | ||
| 320730 | 0.03 | 0.25 | 0.2 | 0.52 | 0.1 | 80 | 900 | 66 | 18.3 | 69.2 | 247 | 79 | 0.396 | 0.362 | 0.604 | 0.638 | ||
| 320731 | 0.12 | 0.3 | 0.18 | 0.47 | 0.12 | |||||||||||||
| 320732 | 0.06 | 0.21 | 0.18 | 0.52 | 0.08 | |||||||||||||
| 320733 | 0 | 0.13 | 1000 | 3300 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320734 | 0.05 | 0.21 | 70 | 800 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320735 | 0.04 | 0.18 | 0.22 | 0.52 | 0.1 | 70 | 66 | - 94 | -2.043 | 3.043 | ||||||||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | 11 | 12 | 13 | 14 | 15 | 16 | 17 | 18 | 19 |
| 320736 | 0.09 | 0.25 | 0.17 | 0.49 | 0.1 | 70 | 66 | - 94 | -2.043 | 3.043 | ||||||||
| 320737 | 0.03 | 0.22 | 0.2 | 0.49 | 0.08 | 80 | 800 | 66 | 18.3 | 69.2 | 157 | 81 | 0.283 | 0.407 | 0.717 | 0.593 | ||
| 320738 | 0.03 | 0.28 | 0.2 | 0.5 | 0.06 | 70 | 66 | - 42 | -0.913 | 1.913 | ||||||||
| 320739 | 0.05 | 0.2 | 0.19 | 0.54 | 0.09 | 70 | 800 | 66 | 18.3 | 69.2 | 57 | 60 | 0.103 | 0.313 | 0.897 | 0.687 | ||
| 320740 | 0.05 | 0.28 | 0.16 | 0.42 | 0.07 | 70 | 550 | 66 | 18.3 | 69.2 | 176 | 44 | 0.462 | 0.299 | 0.538 | 0.701 | ||
| 320742 | 0.08 | 0.21 | 70 | 700 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320743 | 0.21 | 0.17 | 600 | 67.5 | ||||||||||||||
| 320744 | 0.07 | 0.26 | 80 | 900 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320745 | 0.12 | 0.3 | 80 | 500 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320746 | 0.18 | 0.25 | 0.18 | 0.55 | 0.13 | 80 | 66 | - 128 | -2.415 | 3.415 | ||||||||
| 320747 | 0.17 | 0.26 | 70 | 66 | ||||||||||||||
| 320748 | 0.12 | 0.27 | 70 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320749 | 0.14 | 0.21 | 70 | 66 | ||||||||||||||
| 320750 | 0.1 | 0.22 | 0.19 | 0.48 | 0.1 | |||||||||||||
| 320751 | 0.08 | 0.26 | 0.2 | 0.5 | 0.12 | |||||||||||||
| 320752 | 0.07 | 0.26 | 0.18 | 0.46 | 0.08 | 60 | 60 | 66 | 18.3 | 69.2 | -250 | - 66 | -5.952 | -1.294 | 6.952 | 2.294 | ||
| 320753 | 0.08 | 0.3 | 0.22 | 0.58 | 0.09 | 70 | 66 | - 86 | -1.87 | 2.87 | ||||||||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | 11 | 12 | 13 | 14 | 15 | 16 | 17 | 18 | 19 |
| 320754 | 0.11 | 0.29 | 0.21 | 0.52 | 0.09 | 50 | 500 | 66 | 18.3 | 69.2 | 7 | - 8 | 0.02 | -0.064 | 0.98 | 1.064 | ||
| 320755 | 0.06 | 0.24 | 0.36 | 0.88 | 0.69 | 1800 | 66 | 171 | 0.144 | 0.856 | ||||||||
| 320757 | 0.1 | 0.34 | 0.17 | 0.48 | 0.08 | |||||||||||||
| 320758 | 0.11 | 0.36 | 0.22 | 0.49 | 0.09 | 60 | 500 | 66 | 18.3 | 69.2 | 156 | 1 | 0.451 | 0.008 | 0.549 | 0.992 | ||
| 320759 | 0.08 | 0.23 | 0.2 | 0.47 | 0.1 | |||||||||||||
| 320760 | 0.07 | 0.25 | 0.22 | 0.48 | 0.1 | 60 | 650 | 66 | 18.3 | 69.2 | 118 | 14 | 0.262 | 0.088 | 0.738 | 0.912 | ||
| 320761 | 0.09 | 0.2 | 0.11 | 0.36 | 0.03 | 400 | 67.5 | 46 | 0.17 | 0.83 | ||||||||
| 320762 | 0.09 | 0.29 | 0.17 | 0.54 | 0.1 | 60 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | 64 | 9 | 0.154 | 0.06 | 0.846 | 0.94 | ||
| 320763 | 0.1 | 0.25 | 0.21 | 0.46 | 0.09 | 60 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | 121 | 23 | 0.292 | 0.154 | 0.708 | 0.846 | ||
| 320764 | 0.04 | 0.18 | 0.21 | 0.48 | 0.09 | 70 | 750 | 66 | 18.3 | 69.2 | 100 | 57 | 0.193 | 0.311 | 0.807 | 0.689 | ||
| 320765 | 0.09 | 0.33 | 0.18 | 0.42 | 0.05 | 70 | 500 | 66 | 18.3 | 69.2 | 220 | 68 | 0.636 | 0.493 | 0.364 | 0.507 | ||
| 320766 | 0.11 | 0.25 | 0.38 | 0.9 | 0.75 | 1800 | 1600 | 66 | 66.5 | 155 | 179 | 0.146 | 0.146 | 0.854 | 0.854 | |||
| 320767 | 0.19 | 0.49 | 0.09 | 60 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | ||||||||||
| 320768 | 0.22 | 0.31 | 0.21 | 0.53 | 0.08 | 70 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | 95 | 39 | 0.229 | 0.252 | 0.771 | 0.748 | ||
| 320769 | 0.09 | 0.26 | 0.18 | 0.55 | 0.11 | 60 | 650 | 66 | 18.3 | 69.2 | 18 | - 5 | 0.04 | -0.031 | 0.96 | 1.031 | ||
| 320770 | 0.17 | 0.27 | 0.18 | 0.43 | 0.06 | 70 | 600 | 66 | 18.3 | 69.2 | 185 | 69 | 0.446 | 0.445 | 0.554 | 0.555 | ||
| 320771 | 0.1 | 0.24 | 70 | 700 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320772 | 0.11 | 0.27 | 0.18 | 0.57 | 0.13 | 60 | 700 | 66 | 18.3 | 69.2 | 46 | - 22 | 0.095 | -0.131 | 0.905 | 1.131 | ||
| 320773 | 0.06 | 0.25 | 0.16 | 0.44 | 0.09 | 70 | 700 | 66 | 18.3 | 69.2 | 204 | 41 | 0.421 | 0.236 | 0.579 | 0.764 | ||
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | 11 | 12 | 13 | 14 | 15 | 16 | 17 | 18 | 19 |
| 320774 | 0.04 | 0.14 | 70 | 900 | 66 | 18.3 | 69.2 | |||||||||||
| 320775 | 0.19 | 0.48 | 0.07 | |||||||||||||||
| 320776 | 0.13 | 0.23 | 0.16 | 0.48 | 0.11 | 700 | 18.3 | 69.2 | 127 | - 29 | 0.262 | -0.227 | 0.738 | 1.227 | ||||
| 320777 | 0.04 | 0.24 | 0.18 | 0.5 | 0.1 | 80 | 700 | 66 | 18.3 | 69.2 | 120 | 41 | 0.248 | 0.227 | 0.752 | 0.773 | ||
Рисунок 5.1 - Последовательность изменения содержания углерода С, %, в
экспресс-анализе стали в зависимости от номера плавки
Рисунок 5.2 - Последовательность изменения соотношения лом/чугун в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.3 - Последовательность изменения времени простоя, час:мин:сек, в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.4 - Последовательность изменения времени слива, мин:сек, в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.5 - Последовательность изменения времени додувки, мин:сек, в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.6 - Последовательность изменения времени продувки, мин:сек, в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.7 - Последовательность изменения среднего положения фурмы, м, в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.8 - Последовательность изменения угоревшей массы элемента, т, в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.9 - Последовательность изменения коэффициента угара элемента в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.10 - Последовательность изменения коэффициента усвоения элемента в
зависимости от номера плавки
Рисунок 5.11 - Зависимость коэффициента угара марганца от содержания углерода
С, %
Рисунок 5.12 - Зависимость коэффициента угара кремния от содержания углерода
С, %
Рисунок 5.13 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от содержания
углерода С, %
Рисунок 5.14 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от содержания углерода
С, %
Рисунок 5.15 - Зависимость коэффициента угара марганца от времени додувки,
мин:сек
Рисунок 5.16 - Зависимость коэффициента угара кремния от времени додувки,
мин:сек
Рисунок 5.17 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от времени додувки,
мин:сек
Рисунок 5.18 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от времени додувки,
мин:сек
Рисунок 5.19 - Зависимость коэффициента угара марганца от времени слива, мин:сек
Рисунок 5.20 - Зависимость коэффициента угара кремния от времени слива, мин:сек
Рисунок 5.21 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от времени слива,
мин:сек
Рисунок 5.22 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от времени слива, мин:сек
Рисунок 5.23 - Зависимость коэффициента угара марганца от соотношения лом/чугун
Рисунок 5.24 - Зависимость коэффициента угара кремния от соотношения лом/чугун
Рисунок 5.25 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от соотношения лом/чугун
Рисунок 5.26 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от соотношения лом/чугун
Рисунок 5.27 - Зависимость коэффициента угара марганца от среднего положения
фурмы, м
Рисунок 5.28 - Зависимость коэффициента угара кремния от среднего положения
фурмы, м
Рисунок 5.29 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от среднего положения
фурмы, м
Рисунок 5.30 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от среднего положения
фурмы, м
Рисунок 5.31 - Зависимость коэффициента угара марганца от времени простоя,
мин:сек
Рисунок 5.32- Зависимость коэффициента угара кремния от времени простоя, мин:сек
Рисунок 5.33 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от времени простоя,
мин:сек
Рисунок 5.34 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от времени простоя,
мин:сек
Рисунок 5.35 - Зависимость коэффициента угара марганца от времени продувки,
мин:сек
Рисунок 5.36 - Зависимость коэффициента угара кремния от времени продувки,
мин:сек
Рисунок 5.37 - Зависимость угоревшей массы марганца, т, от времени продувки,
мин:сек
Рисунок 5.38 - Зависимость угоревшей массы кремния, т, от времени продувки,
мин:сек
Рисунок 5.39 - Зависимость коэффициента угара марганца от угоревшей массы
марганца, т
Рисунок 5.40 - Зависимость коэффициента угара кремния от угоревшей массы
кремния, т
Рисунок5.41 - Зависимость коэффициента усвоения марганца от угоревшей массы
марганца, т
Рисунок 5.42 - Зависимость коэффициента усвоения кремния от угоревшей массы
кремния, т
Обозначения элементов в блок-схемах алгоритма раскисления и легирования стали
i – плавка, на которую ведется расчет ферросплавов;
(i – s) – плавка, на которую пришел маркировочный анализ;
(i – sr) – плавка, ближайшая по группе;
б – индекс базовых значений;
М – индекс непрерывной информации;
Г – индекс групповой информации;
C, Mn, Si – маркировочный анализ стали;
Cn, Mnn – экспресс-анализ стали на повалке;
C, Mn, Si – прогноз маркировочного анализа стали;
Cn, Mnn – прогноз экспресс-анализа стали на повалке;
Cn, Mnn – непрерывно сглаженные значения;
Cn, Mnn, C, Mn, Si – групповые сглаженные значения;
Cnб, Mnnб – непрерывно сглаженные базовые значения;
BC, BMn, BSi – базовые значения состава готовой стали;
tд, tд – фактическое и прогнозируемое время додувки;
Dt – допустимый диапазон отклонения времени слива;
к – код марки;
О – фактическая эквивалентная окисленность стали;
Об – базовая эквивалентная окисленность;
О – прогнозируемая эквивалентная окисленность;
Об, Об – сглаженные непрерывно и групповые базовые
значения эквивалентной окисленности;
DО – ошибка прогноза эквивалентной окисленности;
b0 – остаточная эквивалентная окисленность;
Д – коэффициент пересчета угоревшей массы в эквивалентную окисленность;
Мlуг, Мбlуг, Мl
уг – фактическая, базовая, прогнозируемая угоревшая масс l-ого элемента;
Мбlуг – групповое сглаженное значение угоревшей массы 1-ого элемента;
D Мlуг – отклонение угоревшей массы 1-ого элемента;
Мкф, Мкр – фактическая и расчетная массы к-ого ферросплава;
Мст – масса стали;
Llk – содержание 1-ого элемента в к-том ферросплаве;
a, b - параметры релейно-экспоненциального фильтра;
К0сл, К0д, К1сл
, К1д – коэффициенты пересчета влияния изменения времени
слива и времени додувки на эквивалентную окисленность (0) и угар 1-ого
элемента;
DКсл, DКд – приращения коэффициентов;
DКсл, DКд – непрерывно сглаженные значения;
DКсл, DКд – групповые сглаженные значения;
а0, b0, а1, b1 – коэффициенты
пересчета влияния изменения содержания примесей в стали на прогнозируемые и
базовые значения эквивалентной окисленности (о) и угоревших масс (1);
fl – коэффициент пересчета влияния изменения значения эквивалентной
окислености на прогнозируемые значения угоревших масс;
N – номер плавки;
DN – допустимый предел "дальности" последней плавки внутри группы;
Dn – допустимый номер плавки при прогнозировании времени слива;
Мк0 – оптимальная масса к-ого ферросплава;
р – признак расхождения фактического времени слива с прогнозируемым.
Наиболее характерными авариями технологического характера в конвертерном цехе
являются:
v взрывы при завалке металлолома в конвертер;
v взрывы при заливке чугуна в конвертер;
v выход из строя кислородной фурмы;
v прорывы металла из конвертера.
Если после слива плавки на полностью оставленный жидкий шлак (или на его
часть) производит завалку лома, то может произойти взрыв. Взрывной волной
возможны выбросы из конвертера расплавленного шлака и кусков лома,
повреждения водоохлаждаемых трубок нижней части котла и, как следствие, выход
из работы конвертера на несколько часов. Взрыв происходит из-за попадания
влаги на расплавленный шлак, которая вносится в конвертер в виде сырого
металлолома или снега и льда в зимнее время.
При заливке чугуна в конвертер, когда происходит взаимодействие
расплавленного металла температурой 1300-1400°С с взрывоопасными и
легковоспламеняющимися предметами, льдом, взрыв неизбежен.
Наиболее серьезные аварии в конвертерных цехах связаны с повреждениями
кислородных фурм. Часто происходит обрыв рукавов подвода воды на охлаждение
фурмы. Это происходит из-за протирания оплетки при задевании о какой-либо
предмет, или передавливания другими рукавами во время опускания фурмы в
конвертер, если они пересекают друг друга, или попадания на них брызг металла
и шлака. При появлении течи воды из шланга (это определяется визуально, а
также разрыв шланга сопровождается хлопком) следует немедленно прекратить
продувку, вывести фурму из конвертера и закрыть задвижку на трубопроводе
подвода воды.
Прорывы металла из конвертера происходят вследствие преждевременного износа
футеровки конвертера. Срок службы ее зависит от качества огнеупоров, способа
и качества кладки, условий эксплуатации конвертеров, интенсивности подачи
кислорода, положения фурмы над расплавленным металлом, длительности и
температурного режима плавки, а также ухода за футеровкой.
Для предотвращения взрыва при завалке металлолома в конвертер сливают
полностью оставшийся шлак перед завалкой или загущают его известью, и
оставшуюся жидкую часть сливают в шлаковую чашу. После завалки лома
необходимо сделать выдержку в течение 3-5 мин, чтобы попавшая с металлоломом
влага испарилась.
В случае повреждения кислородподводящего шланга необходимо перекрыть кислород
отсечкой и регулирующие клапаны подачи кислорода, вывести фурму из конвертера
и заменить кислородподводящий шланг.
Во время продувки возможен прогар сопла фурмы и попадание воды в конвертер.
При обнаружении прогара сопла головки фурмы следует немедленно прекратить
продувку, удалить людей от опасной зоны, вывести фурму в крайнее верхнее
положение, закрыть задвижку на трубопроводе подвода воды и переехать
платформой на другую фурму. При значительном попадании воды в конвертер его
нельзя поворачивать до полного испарения влаги. Причиной прогара может быть
некачественная проварка сопел головки либо соприкосновение головки с
торчащими кусками металлолома или расплавленным металлом при низком положении
фурмы.
Несоблюдение обслуживающим персоналом технологической инструкции может
привести к падению фурмы в конвертер. Подобное бывает при нарушениях в работе
систем обдува фурменного окна, когда вырывающееся оттуда пламя распаляет
несущие цепи, в результате чего они теряют свою прочность и рвутся.
При прогаре стыка днища с корпусом конвертера необходимо подать аварийный
сигнал, немедленно прекратить продувку, конвертер повернуть в сторону прогара
до прекращения течи металла, район прогара разделывается, затем его надо
прощебенить, набить огнеупорной массой, после чего закончить продувку плавки,
слить металл и тщательно провести подварку футеровки днища.
При прогаре завалочной стороны (спины) конвертера необходимо немедленно
поднять конвертер в вертикальное положение, заделать летку, после плавки
подварить спину конвертера.
При прогаре конвертера в районе летки необходимо прекратить слив металла,
отвернуть конвертер в сторону завалки, разделать прогар, забить огнеупорной
массой и магнезитовым кирпичом. После слива плавки произвести ремонт летки
или подварку в районе летки. При невозможности заделать прогар необходимо
скачать в чашу шлак, слит плавку через подмазанную горловину, раскислители
подать вручную.
Избежать такие аварии можно только при строгом соблюдении обязанностей,
возложенных на производственный персонал производственно-техническими,
технологическими и должностными инструкциями.
Внедрение АСУ процессом раскисления и легирования стали при сливе в ковш из
конвертера приводит к облегчению работы технологического персонала в ККЦ-1 за
счет снижения дополнительных корректировочных операций (дополнительная
доводка стали по химическому составу на УДМ) и автоматической подачи заданной
(рассчитанной) дозы ферросплавов.