Logo GenDocs.ru

Поиск по сайту:  


Загрузка...

Дипломная работа Совершенствование технологии внепечного рафинирования сталей с целью повышения качества - файл 1.doc


Дипломная работа Совершенствование технологии внепечного рафинирования сталей с целью повышения качества
скачать (1670 kb.)

Доступные файлы (1):

1.doc1670kb.01.12.2011 16:51скачать

содержание
Загрузка...

1.doc

  1   2   3   4
Реклама MarketGid:
Загрузка...
МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ
МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ИНСТИТУТ СТАЛИ И СПЛАВОВ (ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)

НОВОТРОИЦКИЙ ФИЛИАЛ

Факультет МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ТЕХНОЛОГИЙ

Кафедра ТЕХНОЛОГИИ И ОБОРУДОВАНИЯ В МЕТАЛЛУРГИИ

Специальность 1101

ДИПЛОМНАЯ РАБОТА

на тему:

ИССЛЕДОВАНИЕ И СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ВНЕПЕЧНОГО РАФИНИРОВАНИЯ НИЗКОУГЛЕРОДИСТЫХ СТАЛЕЙ С ЦЕЛЬЮ ПОЛУЧЕНИЯ НИЗКИХ КОНЦЕНТРАЦИЙ ВРЕДНЫХ ПРИМЕСЕЙ

Студент ____________________ С. П. Просвиркин

Руководитель работы ____________________ Г. И. Котельников
Консультанты:

по экономике и управлению производством ____________________ В. И. Даруева

по безопасности жизнедеятельности ____________________ И. С. Дробышевская

по охране окружающей природной среды ____________________ Л. В. Мансурова
Нормоконтроль проведён ____________________ Е. В. Братковский

Рецензент ____________________ В. К. Куликов

Проект рассмотрен кафедрой и допущен к защите в ГАК

Заведующий кафедрой ____________________ Е. В. Братковский

Декан факультета ____________________ Е. В. Братковский
Новотроицк март 2004

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ИНСТИТУТ СТАЛИ И СПЛАВОВ

(ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)
Новотроицкий филиал
^

Факультет Металлургических технологий «УТВЕРЖДАЮ»

Зав. кафедрой Е. В. Братковский

Кафедра Технологии и оборудования «_______»_______________2004 г.


в металлургии
^



ДИПЛОМНОЕ ЗАДАНИЕ



Студенту группы МЧМ 2000-42в Просвиркин Сергей Павлович



1 Тема дипломного проекта Исследование и совершенствование технологии внепечного рафинирования низкоуглеродистых сталей с целью получения низких концентраций вредных примесей.
^ 2 Исходные данные (в том числе проектная и технологическая документация, и основная литература) Материалы научно-исследовательских работ, технологическая документация, данные по выплавке стали в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь», научно-техническая и учебная литература, материалы специальных журналов.
^ 3 Перечень подлежащих разработке вопросов:
3.1 По обоснованию конструирования, модернизации или реконструкции объекта проектирования Обосновать с экономических и технологических позиций целесообразность и возможность существенного повышения качества низкоуглеродистой стали за счёт комплексного рафинирования металла во внепечных агрегатах.
^ 3.2 По оборудованию и технике производства Разработать технологию комплексного глубокого рафинирования стали от азота, серы и фосфора на агрегатах внепечной обработки стали.
^ 3.3 В специальной части проекта Исследовать влияние технологических факторов (химический состав стали и шлака, температуры, давления) на процесс рафинирования стали от азота, серы и фосфора.
^ 3.4 По экономике и управлению производством Обосновать экономическую эффективность принятых технических решений.
3.5 По безопасности жизнедеятельности и охране окружающей среды Предусмотреть выполнение требований безопасности и экологичности при глубоком комплексном рафинировании стали во внепечном агрегате, в том числе с использованием шлаковых смесей, вакуума и продувки инертным газом.
^ 4 Использование ЭВМ Расчёты по дефосфорации, деазотации, десульфурации стали, экономические расчёты.
5 Перечень графического материала 1 – 8. Результаты физико-химических расчётов. 9. Схема альтернативного варианта внепечной обработки стали. 10. Схема альтернативного варианта производства синтетического шлака. 11. График безубыточности и экономические показатели проекта.

6 Срок сдачи проекта руководителю
7 Консультанты по проекту:
по экономике и управлению производством ____________________ В. И. Даруева

по безопасности жизнедеятельности ____________________ И. С. Дробышевская

по охране окружающей природной среды ____________________ Л. В. Мансурова
8 Дата выдачи задания
9 Руководитель проекта ____________________ Г. И. Котельников
10 Задание принял к исполнению студент ____________________ С. П. Просвиркин

Аннотация
В данном проекте разработана технология комплексного воздействия на металлический расплав в агрегататах внепечной обработки стали, с целью получения в стали сверхнизких содержаний вредных примесей, что позволит увеличить на 30 - 50 % механические свойства готового металла.

Проведён глубокий анализ металловедческих исследований с целью выявления влияния концентраций вредных примесей на свойства стали.

Составлена математическая модель рафинирования металла шлаковыми смесями от серы, фосфора и азота.

Проведены физико-химические расчёты рафинирования шлаковыми смесями от фосфора, серы и азота.

Разработана схема комплексного рафинирования стали на агрегатах внепечной обработи.

Рассмотрены вопросы экологичности технологии, охраны труда и окружающей среды.

Рассчитаны технико-экономические показатели проекта.

Пояснительная записка выполнена на 133 страницах, содержит 49 таблицы, 34 рисунка, список использованных источников из 37 наименований.

Содержание


Введение




1 Аналитический обзор литературы




1.1 Рафинирование металла от азота




1.2 Использование порошковой проволоки




1.3 Рафинирование металла порошкообразными материалами




1.4 Анализ металловедческих данных о влиянии уровня содержания

вредных примесей на служебные свойства стали




2 Специальная часть




2.1 Внепечная деазотация стали




2.1.1 Анализ технологических параметров выплавки стали




2.1.2 Совершенствование технологии раскисления стали в процессе

выпуска плавки




2.1.2.1 Азотация стали в процессе выпуска плавки




2.1.2.2 Методика расчетов




2.1.2.3 Технология принятая в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь»

(ОХМК)




2.1.2.4 Предлагаемая технология




2.1.2.5 Температурная зависимость растворимости азота




2.1.2.6 Влияние технологических параметров внепечной обработки

стали на установке «ковш - печь» на массовую долю азота в металле




2.1.2.7 Деазотация стали при вакуумировании




2.2. Внепечная дефосфорация стали




2.2.1 Анализ технологических параметров выплавки стали




2.2.2 Методика расчетов




2.2.3 Технология внепечной дефосфорации стали




2.2.3.1 Оптимизация химического состава шлака




2.2.3.2. Внепечная дефосфорация стали во время выпуска плавки




2.2.3.3 Внепечная дефосфорация стали порошкообразными

материалами

2.3 Внепечная десульфурация стали




2.3.1 Анализ технологических параметров выплавки стали




2.3.2 Методика расчета




2.3.3 Десульфурация стали на установке ковш-печь




2.3.4 Оптимизация химического состава шлака




2.3.5 Внепечная десульфурация стали порошкообразными

материалами




2.4 Технология комплексного рафинирования стали от вредных

примесей




3 Безопасность жизнедеятельности




3.1 Объемно - планировочные решения зданий и сооружений цеха,

расположение цеха на генеральном плане




3.2 Анализ потенциально - опасных и вредных факторов

производственной среды




3.3 Решения по производственной санитарии




3.3.1 Отопление и вентиляция




3.3.2 Освещение цеха




3.3.3 Санитарно - бытовые помещения




3.4 Инженерная разработка мер защиты от выявленных опасных и

вредных производственных факторов




3.5 Безопасность в чрезвычайных ситуациях




3.6. Инженерная разработка. Расчёт теплоотражающего экрана




4 Охрана окружающей среды




4.1 Проблемы металлургической промышленности




4.2 Внепечная обработка стали




4.3 Внепечное рафинирование стали от вредных примесей




4.3.1 Деазотация стали




4.3.2 Дефосфорация стали




4.3.3 Десульфурация стали




5 Экономика и организация производства




5.1 Организация производственных потоков




5.2 Структура управления электросталеплавильного цеха




5.3 Технологические меры, проводимые в цехе




5.4 Расчет плановой калькуляции себестоимости




5.5 Расчет прибыли от реализации продукции




5.6 Расчет точки безубыточности




Выводы




Список использованных источников




Ведомость дипломной работы





Введение
Детальные маркетинговые исследования на рынке металлопродукции убедительно показывают, что одним из перспективных направлений завоевания значительной рыночной ниши для целого ряда российских предприятий является производство высококачественной трубной заготовки, что в свою очередь потребует разработки и внедрения высоких техноло­гий её производства. Это в первую очередь относится к комплексной внепечной обработке стали, где закладываются основные эксплуатационные характеристики готового металла.

В настоящей работе поставлена задача на основе глубоких физико-химических ис­следований, использования последних достижений металлургической науки разработать технологию комплексного воздействия на металлический расплав в агрегатах внепечной доводки стали с целью получения в трубной стали сверхнизких содержаний вредных примесей [N] менее 0,005 %; [P] менее 0,005 %; [S] менее 0,003 %). Это по­зволит в значительной степени очистить межузлие решётки и границы зёрен, и тем самым достичь уникального уровня эксплуатационных характеристик готового металла.

Данная задача будет решаться за счёт использования шлаков оптимального состава с высокой сорбционной ёмкостью и регулируемым уровнем окислен­ности.

Технология эффективного рафинирования стали будет разрабо­тана на основе детального изучения и компьютерного моделирования процессов образования, трансформации и удаления неметаллических фаз при расслоении металлических расплавов за счёт введения раскислетелей и шлакообразующих смесей.

Возможность успешного выполнения проекта базируется на достаточно плодотвор­ных наработках кафедры ЭМСИФ МИСИС в указанных научных и технологических направ­лениях, сделанных в последние 10-15 лет и широко представленных в многочисленных пуб­ликациях в отечественных и зарубежных периодических изданиях, а также трудах междуна­родных конференций.

Базовым предприятием для освоения и внедрения новой технологии комплексной внепечной обработки стали может стать ООО «Уральская Сталь», где производство конкурентоспособной высококачественной стали определено как наиболее приоритетное направление перспективного развития электросталеплавильного производства комбината.
1 Аналитический обзор литературы
1.1 Рафинирование металла от азота
Известно, что наличие азота в металле вызывает понижение пластичности при де­формации, повышение твёрдости, пределов текучести и прочности, связанных с деформаци­онным старением и охрупчиванием.

Поведение азота при выплавке стали с использованием металлического лома в шихте изучали многие исследователи, которыми установлено, что после проплавления шихты и проведения окислительного периода концентрация азота зависит от химсостава стали, кон­кретных условий ведения плавки и от количества окисленного углерода.

При выпуске расплава из печи и его продувке происходит значительное повышение концентрации азота на 0,002 - 0,004 %. Это связано с взаимодействием расплава с атмосфе­рой и увеличением интенсивности поступления азота из шлака в металл. Следует отметить, что при более низких температурах выпуска расплава из печи (1640 С), средний прирост содержания азота 0,001 - 0,002 % был существенно ниже, чем при температурах выше 1640 С 0,002 - 0,0035 % /1/.

В процессе разливки опытных плавок на УНРС концентрация азота возрастала на 0,002 - 0,004%. Таким образом на последующих стадиях процесса, начиная с выпуска в ковш и заканчивая разливкой металла, происходит значительное увеличение содержания азота в сталях.

Продувка стали аргоном - один из самых распространённых способов внепечного рафинирования. Одной из задач продувки является снижение содержания газов в металле - кислорода и азота.

При дегазации раскисленной стали удаление азота при всех способах нестабильно и незначительно, при продувке стали на воздухе или в вакууме содержание азота изменяется на 8 - 13 % /1/. Дегазация нераскисленных сталей практически не сопровождается удалением азота до момента ввода раскислителей, после чего начинается период деазотации, что объяс­няется образованием нитридов титана и алюминия и их удалением пузырьками аргона. Од­нако удаление азота в процессе продувки расплава аргоном неэффективно даже при использовании большого (более 2 м3/т) расхода аргона.

Более целесообразно, по данным многочисленных исследований, обработка стали в вакууме, так как основным назначением процесса внепечного вакуумирования является де­газация металла - снижение содержания азота и водорода.

При вакуумной обработке стабильно достигается низкая концентрация водорода, от­вечающая близкому парциальному давлению водорода в газовой фазе. Снижение азота при его исходном содержании 0,003 - 0,006 % незначительно и составляет в среднем 4 %, а при более высоком содержании 0,015 - 0,028% составляет 15 - 29 %. Таким образом, снижение азота зависит от его исходного содержания, а конечная концентрация не достигает рас­чётных значений, отвечающих закону Сивертса.

Обобщающий анализ данных показал, что снижение концентрации азота достигает лишь 10 - 20 % при вакуумировании частично или полностью раскисленного металла. Более высокое (до 40 %) снижение концентрации азота наблюдали только при вакуумной обра­ботке нераскисленного металла /1/. Исследователи объясняют это удалением азота с окси­дом углерода, образующегося при взаимодействии углерода и кислорода. В тоже время уда­ление азота из нераскисленного металла должно тормозиться наличием растворённого ки­слорода. Кислород, являясь поверхностно-активным элементом, защищает металл от насы­щения азотом. Поэтому более позднее раскисление расплава алюминием способствует полу­чению в металле низкой концентрации азота, что необходимо учитывать при выборе опти­мального режима раскисления для снижения азотации металла в процессе внепечной обра­ботки. В этой связи необходимо рассматривать процесс удаления азота из нераскисленного металла с пузырьками СО, а после раскисления с поверхности взаимодействия металл - га­зовая фаза.

1.2 Использование порошковой проволоки
Современное сталеплавильное производство должно располагать техническими средствами для осуществления вторичной (внепечной) обработки жидкого металла с целью его рафинирования от вредных примесей и придания расплаву необходимых свойств, обеспе­чивающих требуемый высокий уровень показателей качества металлопроката, труб и мети­зов. Из многообразия существующих технологических процессов ковшевой металлургии (вакуумирование, рафинирование газами, шлаками и др.) достаточно эффективным является процесс внепечной обработки стали и чугуна оболочковой порошковой проволокой (ПП), не требующий сложного оборудования, дополнительных производственных площадей и значи­тельных капиталовложений.

В настоящее время АО «ЧМЗ», ОАО «ЧСПЗ», АО «Тенакс» (г. Ногинск) выпускают по разработанным техническим условиям проволоку со следующими наполнителями: сили­кокальций, алюмокальций, магний, магний с кальцием, кальций, графит, титан, серный кол­чедан и др. Помимо известных, ЦНИИЧерметом созданы новые виды наполнителей порош­ковой проволоки из оксидов ниобия или ванадия с восстановителями, позволяющие осуще­ствить прямое микролегирование стали ниобием или ванадием в процессе внепечной обра­ботки. Частичная замена ферросплавов на оксидно-восстановительные смеси наполнителей ПП обеспечивает снижение энергетических и материальных затрат в производстве.

Наибольшее распространение получила обработка стали ПП с кальций содержащими наполнителями для модифицирования, десульфурации и улучшения разливаемости стали, повышения её механических свойств и обрабатываемости на станках.

Эффективность использования кальция при обработке металла для десульфурации кальцийсодержащей ПП выше, чем при продувке порошком SiCa в 1,5 - 2,0 раза /2/. Мень­ший расход кальция при использовании порошковой проволоки позволяет получить боль­шую степень десульфурации, чем при продувке порошком силикокальция.

Комбинированная технология обработки металла порошком силикокальция и CaAl ПП заметно повышает степень десульфурации рекомендована для получения (при необходи­мости) стали с пониженным содержанием серы (менее 0,006%) /3/.

Проведённые исследования показали, что обработка расплава кальцийсодержащей порошковой проволокой преобразует неметаллические включения в глобулярные алюминаты кальция, в том числе с сульфидной оболочкой, и снижает общий уровень загрязнённости ме­талла неметаллическими включениями.
1.3 Рафинирование металла порошкообразными материалами
Процессы удаления фосфора и серы из стали протекают на границе раздела металл - шлак. Одним из эффективных способов, обеспечивающих высокую поверхность взаимодей­ствия металл – шлак, является вдувание в жидкий металл порошкообразных материалов.

Взаимодействие металла со шлаковой фазой при вдувании легкоплавких шлаковых смесей включает следующие стадии:

  1. проникновение газопорошковой струи в металл, во время которого происходит расплавление порошковой смеси и формирование первичных шлаковых капель;

  2. всплывание шлаковых капель из металла на его поверхность;

  3. эмульгирование формирующегося и предварительно сформированного шлака вду­ваемой газопорошковой струёй с образованием вторичных шлаковых капель;

  4. взаимодействие металла со шлаковым слоем на его поверхности.

Указанные стадии протекают параллельно.

Расчётные и экспериментальные данные показали, что при вдувании легкоплавких шлаковых смесей процессы удаления фосфора и серы протекают преимущественно на по­верхности контакта эмульгированных в металле первичных и вторичных шлаковых капель /4/.

Снижение вязкости шлака и увеличение и его поверхностного натяжения приводит к уменьшению размера эмульгированных шлаковых капель, время пребывания которых в ме­талле при этом возрастает из-за более медленного всплывания. Это ведёт к повышению вре­мени контакта 0 и степени завершённости диффузии примеси в шлаковых каплях, что уве­личивает массу поглощаемой шлаком примеси и снижает её конечное содержание в металле.

Следовательно, повышение эффективности процессов дефосфорации и десульфура­ции стали, связано, прежде всего, с выбором шлаковых смесей, формирующих хорошо эмульгируемые шлаки с низкой вязкостью и высоким поверхностным натяжением, при вду­вании которых в жидком металле образуются шлаковые капли малого размера. Это повышает степень завершённости диффузии примеси в шлаковых каплях и, следовательно, увеличивает полноту использования рафинирующей способности шлака, что приводит к достиже­нию высокой скорости и полноты процессов дефосфорации или десульфурации.
1.4 Анализ металловедческих данных о влиянии уровня содержания

вредных примесей на служебные свойства стали
Усиление конкуренции ставят перед ме­таллургами задачу по повышению качества стали, удовлетворяющего требованиям потреби­телей внутри Росси и зарубежных заказчиков.

Предъявляемые к трубам большого диаметра для транспортировки нефти и газа тре­бования неуклонно возрастают в связи с увеличением транспортируемых объёмов при одно­временном обеспечении высокого уровня безопасности. Эксплуатационная надёжность тру­бопроводов оценивается в первую очередь, исходя из расчётов их прочностных характери­стик, к которым относятся: предел текучести, предел прочности, относительное удлинение при рабочих температурах и давлениях, достаточная вязкость и стойкость к хрупкому раз­рушению, а также свариваемость в полевых условиях.

Анализ показывает, что указанные свойства стали определяются прежде всего хими­ческим составом и степенью чистоты, которые должны быть отрегулированы в ходе ведения сталеплавильных процессов, а также достижения микроструктуры, зависящей от технологии прокатки и термообработки.

Проведено большое количество исследований по выявлению влияния примесных элементов - серы, фосфора, азота и водорода на прочностные характеристики трубных ста­лей и определены пределы их допустимого содержания, исходя из требований в отношении указанных свойств.

Наиболее радикальными путями повышения ударной вязкости и снижения анизо­тропии вязких свойств в низколегированных сталях, особенно подвергаемых прокатке по контролируемым режимам является снижение содержания серы и модифицирование суль­фидных включений. Для получения удовлетворительных показателей вязкости и пластично­сти трубной стали содержание серы в ней должно составлять 0,003-0,006 % /4, 5/. Для сталей эксплуатируемых в условиях севера, а также сталей с повышенным сопротивлением растрес­киванию в серосодержащей среде и повышенной стойкостью к водородному растрескива­нию, предъявляются требования весьма низкого содержания серы: 0,001 % и ниже /6, 7/.

В настоящее время трубная сталь, производимая на отечественных предприятиях, содержит 0,006-0,012 % серы.

Фосфор также отрицательно влияет на хладостойкость стали. Охрупчивающее влия­ние фосфора проявляется в ослаблении межкристаллических связей в результате обо­гаще­ния границ зёрен элементарным фосфором и образованием неметаллических включе­ний фосфидной эвтектики.

Проведённые исследования показали, что для сталей класса прочности К60-К 70 со­держание фосфора должно составлять 0,010 %, для сталей категорий прочности К 80-К 100 нужно иметь более низкое содержание фосфора /8, 9/. Снижения отрицательного влияния фосфора можно достигнуть связыванием его в интерметаллидные соединения.

Избыточное содержание азота в стали приводит к понижению предела текучести и временного сопротивления, к тому же он является основной причиной старения малоугле­родистых сталей. В стали производимой в электропечах содержится 0,008-0,012 % азота. Поскольку азот является трудноудалимой примесью, его отрицательное влияние можно ней­трализовать путём введения микродобавок титана или другого нитридообразующего эле­мента для получения высокопрочных нитридов. При этом достигается в первую очередь по­вышение вязких свойств сталей. Но для сведения вредного влияния азота к минимуму же­лательно получать сталь с содержанием этого элемента  0,004% /9, 10/.

Водород слабо влияет на ударную вязкость и хладноломкость. Из низколегирован­ных сталей он относительно легко удаляется благодаря повышенной диффузии. Однако при повышенном содержании водорода в стали наблюдается так называемое водородное растрес­кивание. Для предотвращения этого явления (особенно в трубах с большой толщиной стенки) желательно, чтобы содержание водорода в стали не превышало 0,00015%. Стали не обладающие повышенной стойкостью к водородному растрескиванию содержат 0,0003-0,0004 % водорода /4, 9/.

Большое влияние на качество металла оказывает количество и морфология неметал­лических включений (НВ). Отмечается отрицательное влияние НВ на хладостойкость, вяз­кость разрушения при отрицательной температуре и усталостные свойства. Наиболее небла­гоприятными являются сульфиды и оксиды, особенно если они вытянутой формы. Наличие в стали силикатов и алюминатов также снижает вязкость, а такие включения как высоко­прочные нитриды на вышеуказанные свойства практически не влияют /11/.

Средний объёмный процент включений в трубных сталях составляет 0,036-0,065 %. Примерно 60-70 % из них составляют сульфиды, 10% алюминаты, 10-15 % сложные оксиды и около 5-7 % сульфоалюминаты /5,12/.

Количество крупных включений (диаметром от 40 мкм и более) составляет при­мерно 3 шт./см2, из них 98% сульфиды и только 2% оксиды /7/.

Основная масса включений, образующихся в жидкой стали имеет размер 1-15 мкм. Часть включений образуется уже в твёрдой стали, их диаметр, как правило, не превышает 1 мкм. Включения размером более 100 мкм являются экзогенными /13/.

Проведённые исследования по влиянию количества и формы сульфидов на величину ударной вязкости для стали 09Г2ФБ показали, что в сочетании с глубокой десульфурацией эффект обработки стали модифицирующими элементами может быть очень высоким. Мо­дифицирование приводит к сфероидизации сульфидных включений. В стали не обработан­ной модификаторами включения имеют форму строчек протяжённостью 100-300 мкм, а в обработанной стали их диаметр не превышает 10 мкм. Основная доля НВ в стали модифици­рованной РЗМ имеет размер 3-4 мкм, а в стали обработанной кальцием - 5-6 мкм /5/.

Радикальным способом удаления из стали мелких 3-10 мкм включений является фильтрация керамическими фильтрами. Степень рафинирования при такой технологии со­ставляет 40-50 % /14/.

Затруднительным является удаление включений размером  2 мкм, хотя скопления именно таких включений часто обнаруживаются в местах хрупкого разрушения

образцов /12/.

В настоящее время штрипс, производимый в странах СНГ, содержит суммарное ко­личество вредных примесей (серы, фосфора, азота, водорода) на уровне 0,03-0,04 %, что в значительной степени влияет на выход годного металла труб, снижение их служебных ха­рактеристик и конкурентоспособности на мировом рынке. Для удовлетворения современных требований необходимо разработать новые технологии внепечной обработки стали, при ко­торых количество вредных примесей в готовом металле не будет превышать величины 0,0045-0,010 % /15/.

Проведённый анализ литературных данных позволяет заключить, что разрабатывае­мая в дипломе комплексная технология рафинирования металла должна позволять получать в готовом металле содержание вредных примесей на уровне ([0] менее 20 ppm.; [N] менее 50 ppm; [H.B] менее 20 ppm; [P] менее 70 ppm; [S] менее 20 ppm). Это обеспечит достижение необходимого уровня эксплуатационных и служебных характеристик, гарантирующих высокое качество металла и его свойств.
2 Специальная часть
2.1 Внепечная деазотация стали
2.1.1 Анализ технологических параметров выплавки стали
В настоящее время на ряде металлургических предприятий в 100 тон­ных электропечах выплавляют сталь с массовой долей азота не более 0,0070 %. Обеспечение низкого содержания азота в готовой стали обусловлено, с одной стороны: необходимостью повышения качества выпускаемой про­дукции и, с другой стороны, завоеванием рынка сбыта металлопроката.

ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК) не обладает достаточной техноло­гической оснащенностью, обеспечивающей сверхнизкое содержание азота в печи (от 0,003 % до 0,005 %) и, практически ис­ключающие азотацию расплава в процессе выпуска и внепечной обработки. Единственно применяемой технологией деазотации стали это техно­логия вспенивания шлака (при этом надо отметить, что вспенивание шлака в ЭСПЦ производят периодическими присадками окисленных окатышей или продувкой расплава кислородом). Другие способы деазотации невозможно использовать из-за отсутствия соответствующего оборудования.

Таким образом, в условиях ЭСПЦ техноло­гией, обеспечивающей низкое содержание азота в готовой стали, должно яв­ляться:

  • окисление углерода в печи в количестве, достаточном для необходимой деазотации расплава, и нагрев металла под вспененными шлаками;

  • разработка технологии выпуска, предотвращающей азотацию в процессе операции;

  • совершенствование режима обработки металла на УКП, предотвращаю­щей или сводящей к минимуму азотацию стали.

Технологические параметры производства стали марок 14ХГ2САФД, 14Г2АФ, 16Г2АФ показывает, что на массовую до­лю азота в ковшевой пробе значительное влияние оказывает количество окисленного углерода после взятия второй пробы, т.е. после полного рас­плавления шихты и нагрева металла с 1590 - 1610 °С до 1660 - 1690 °С и расход окисленных окатышей. Так, на плавках с содержанием азота в ковшевой пробе 0,007 %, количество окисленного углерода после полного рас­плавления шихты составило в среднем 0,33 %, а расход окатышей -1110 кг/плавку, в то время как на плавках с содержанием азота 0,009 % ука­занные параметры составили соответственно 0,18 % и 425 кг/плавку (таблица 2.1). Обращает на себя внимание и такой показатель, как соотношение между степенью нагрева металла после полного расплавления шихты к ко­личеству окисленного углерода. На плавках с содержанием азота 0,007 % на каждую 0,01 % окисленного углерода повышение температуры составило в среднем 1,91°С, в то время как на плавках с содержанием азота 0,009 % - 4,33 °С. Это объясняется тем, что в процессе нагрева металла дугами и окисления расплава происходят одновременно два процесса: поглощение азота металлом в районе электрических дуг и удаление азота из металла пузырьками окиси углерода. При недостаточном количестве окисленного уг­лерода процесс поглощения металлом азота преобладает над процессом деазотации расплава, что приводит к повышению содержания азота в металле/16/.

Аналогичная зависимость установлена и при анализе технологиче­ских параметров производства стали марок 10ХСНДА, 15ХСНДА, St 52.3, S355J2G3. На плавках с массовой долей азота в маркировочной пробе 0,007%, количество окисленного в печи углерода после полного расплавле­ния шихты составило в среднем 0,27 - 0,29 %, расход окатышей 1276 - 2016 кг, нагрев металла при окислении 0,01 % углерода - 1,61 - 2,04 °С, а на плавках с содержанием азота 0,011 % данные показатели составили соответ­ственно 0,07 - 0,12 %, 1057 - 1620 кг и 4,00 - 7,14 °С (таблица 2.2).

Таблица 1 - Влияние средних технологических параметров выплавки стали марок 14ХГ2САФД, 14Г2АФ, 16Г2АФ на массовую долю азота в ковшевой пробе

Азот в ковше­вой пробе, %


Коли­чество плавок, шт


Продолжитель­ность, мин

Проба



Содержание, %

Окислено углерода, %

Расход ока­тышей, кг



Температура, °С


(0С / %)×10-2



угле­рода

серы

1 про­ба - 2 проба

2проба - скра-пина

1 проба - скра-пина

отбора второй пробы

перед выпус­ком

усред­нитель ной про­дувки

рас­плав­ление

окисли тель­ный период

0,007

10

54

51

1

0,61

0,031

0,18

0,33

0,51

1110

1608

1671

1570

1,91

2

0,43

0,029

3

0,10




0,008

20

59

42

1

0,56

0,024

0,29

0,17

0,46

810

1615

1668

1552

3,12

2

0,27

0,019

3

0,10




0,009

16

56

51

1

0,44

0,024

0,16

0,18

0,24

425

1606

1684

1590

4,33

2

0,28

0,019

3

0,10





Таблица 2 - Влияние средних технологических параметров выплавки стали на массовую долю азота в маркировочной пробе

Марка ста­ли

Азот в марки­ровоч­ной пробе, %

Коли­чество пла­вок, шт

Продолжительность, мин

Масса шихты, т

расплав


окисли­тельный период


выпуск


2А-3А


обрезь

чугун



другие



итого



ЛПЦ

СПЦ

ОБЦ

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

^ 10ХСНДА 15ХСНДА


0,007

35

54

57

22

48

23

4

18

12

9

114

0,008

116

57

50

11

52

25

2

17

10

3

109

0,009

87

56

51

12

45

27

3

18

12

10

115

0,011

57

56

50

10

50

26

4

-

10

15

105

St 52.3


0,007

15

59

42

12

55

16

13

10

13

5

112

0,008

78

60

39

10

52

30

10

8

11

4

115

0,009

32

58

42

10

55

27

6,2

6,3

12

7

113,5

0,011

25

58

33

10

47

37

7

5

12

6

114

S355J2G3


0,007

17

54

46

11

52

32

5

11

13

1

114

0,008

52

57

41

11

60

22

20

8

10

3

ИЗ

0,009

23

55

41

10

56

26

7

11

11

4

114

0,011

14

54

37

11

52

33

5

12

14

1

117


Продолжение таблицы 2

Марка ста­ли


Азот в марки­ровоч­ной пробе, %


Коли­чество пла­вок, шт


Содер­жание углерода по рас­плаву, %


Количество окисленного угле­рода, %

Расход окаты­шей, кг



Температура,°С

Тп.в. –

Т2пр.

2пр – скр,

% × 10-2



Тп.в. –

Туср,

0С



отбора 2пробы

перед выпус­ком

усредн. продув­ки

1пр -2пр

2пр-скр.

1пр-скр.

1

2

3

14

15

16

17

. 18

19

20

21

22

23

^ 10ХСНДА 15ХСНДА


0,007

35

0,59

0,24

0,27

0,51

2016

1609

1673

1580

2,04

93

0,008

116

0,56

0,24

0,23

0,47

1586

1614

1661

1579

2,37

82

0,009

87

0,58

0,30

0,19

0,49

1506

1613

1661

1574

2,53

87

0,011

57

0,57

0,36

0,12

0,48

1620

1609

1657

1600

4,00

57

St 53.3


0,007

15

0,63

0,24

0,29

0,53

1645

1615

1670

1578

1,90

92

0,008

78

0,57

0,24

0,22

0,46

1403

1619

1663

1570

2,00

93

0,009

32

0,55

0,28

0,13

0,41

1173

1608

1661

1575

4,08

86

0,011

25

0,49

0,28

0,11

0,39

1057

1600

1663

1585

5,73

78

S355J2G3


0,007

17

0,68

0,30

0,28

0,58

1276

1623

1668

1576

1,61

92

0,008

52

0,58

0,23

0,25

0,48

1412

1615

1668

1572

2,12

96

0,009

23

0,58

0,26

0,21

0,47

1052

1592

1660

1571

2,52

89

0,011

14

0,46

0,29

0,07

0,36

1143

1612

1662

1578

7,14

84

На плавках с содержанием азота 0,007 % падение температуры металла в процессе выпуска плавки состави­ло в среднем 92 – 93 °С, в то время как на плавках с содержанием азота 0,011 % - 57 - 84 °С, что свидетельствует о том, что на плавках с повы­шенным содержанием азота выпуск металла производили при работающей печи (выпуск «под током»).

Содержание азота в стали в период кипения находиться в зависимости от количества окисленного углерода. Зависимость между содер­жанием азота в стали [N] и количеством окисленного углерода ∆[С] может быть выражена следующим уравнением /17/:
[N]2 - (0,12 + 2,33∆C) [N] + 0,35 ∙ 10-2 = 0. (2.1)
∆С = 0,43[N] + 0,0015/[N] - 0,052. (2.2)
Эта зависимость представлена кривой I на рисунке 1. В действи­тельности, в процессе кипения наряду с удалением азо­та из жидкой стали возможно поглощение некоторого количества азота из газовой фазы. Обозначив скорость окисления углерода через vC, а скорость поглощения азота из газовой фазы через vN. Чем выше отношение vN / vC, тем больше азота поглотится во время кипения. Следовательно, понижение содержа­ния азота в стали во время кипения будет происходить с мень­шей скоростью.

Кривые II, III и IV на рисунке 2.1 представляют зависимость со­держания азота в стали от количества окисленного углерода при различных значениях отношения. Эти кривые показывают, что при высоком содержании азота в стили его удаление происходит легко и при окислении 0,2—0,3% угле­рода содержание азота в стали может быть понижено до 0,004—0,005%, если даже пер­воначальное содержание азота в стали было очень высоким. Первоначальное содержание азота не оказывает значитель­ного влияния на конечное его содержание. При низких концентрациях азота в стали дальнейшее его удаление замедля­ется и все большее значение приобретает процесс поглоще­ния азота из атмосферы /17/.


vN / vC: I – 0; II – 0,005; III – 0,010; IV – 0,020.
Рисунок 2.1 - Зависимость содержания азота в стали от количества окисленного углерода (∆С).
При малых содержаниях азота в, стали количество поглощенно­го азота из печной атмосферы может оказаться больше количества удаленного азота. В этом случае содержание азота в стали по ходу кипения может даже увеличиваться.

Для обеспече­ния в готовой стали массовой доли азота не более 0,007 % необходимо со­блюдение следующих параметров выплавки стали в дуговой печи:

  • количество окисленного в печи углерода после полного расплавления шихты (после достижения температуры металла в пределах 1590 - 1610 °С) должно составлять не менее 0,30 - 0,35 %;

  • расход окисленных окатышей, вводимых в печь в окислительный период, должен быть не менее 1500 кг;

  • нагрев металла после полного расплавления шихты не должен превышать 2 °С на каждую 0,01 % окисленного в этот период углерода;

  • количество покровного шлака должно обеспечивать изоляцию металла от атмосферы (работа при экранированной электродуге).

Для более глубокой деазотации металла в печи необходимо принятие некоторых мер по техническому оснащению печи. На ряде электросталеплавильных агрегатов применяются такие технологии, как:

  • вдувание в металл через специальную фурму коксовой пыли и кислорода;

  • продувка ванны печи аргоном через донные фурмы установленные в поде печи;

  • продувка ванны печи кислородом через фурму обеспечивающую сверхзвуковую скорость струи кислорода;

  • применение подогрева шихты, снижающего время работы под током.


2.1.2 Совершенствование технологии раскисления стали в процессе выпуска

плавки
2.1.2.1 Азотация стали в процессе выпуска плавки
В проведенных в ЭСПЦ исследованиях было установлено, что в процессе выпуска плавки происходит насыщение металла азотом в пределах 0,00 - 0,002%. Азотация расплава в процессе выпуска связана с одной сто­роны, с сравнительно большой продолжительностью выпуска, при котором происходит контакт струи металла с атмосферой и, с другой стороны, суще­ствующей в цехе технологии раскисления металла в ковше, когда ферро­сплавы и алюминий вводят в ковш в начале выпуска плавки (после схода 10 - 15 т металла). При раннем вводе ферросплавов в ковше образуется вы­соко раскисленный легированный расплав, который легко насыщается азо­том, эжектируемым из атмосферы струей металла (рисунок 2.2).

Для снижения степени азотации металла в процессе выпуска плавки предлагается изменить технологию отдачи ферросплавов в ковш. С этой целью приводится сравнительный расчет для применяемой и предлагаемой технологии выпуска плавки на примере стали марки 13ХФА.

Рисунок 2.2 - Эжектирование воздуха струей металла во время выпуска плавки.
2.1.2.2 Методика расчетов
Реакция растворения азота в железе описывается следующим уравнением:
N2 (г) = [N](1% в Fe); (2.3)
Константа равновесия этой реакции определяется из выражения:
lg = , (2.4)

где – константа равновесия азота в железе;

Т – температура, К.
lg KN = = – 1,350.
Равновесная концентрация азота в сплаве определяется по формуле:
lg[N]спл=, (2.5)

где – коэффициент активности азота в сплаве;

– давление газа, атм.

Коэффициент активности азота в сплаве вычисляется по формуле:
, (2.6)

где – параметр взаимодействия первого порядка;

– параметр взаимодействия второго порядка;

j – элемент в сплаве.

2.1.2.3 Технология принятая в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК)
Расчет растворимости азота /18/ в стали марки 13ХФА производится при средней температуре металла в ковше во время выпуска t = 1600 оС (Т = 1873 К) и давлении = 1 атм.

Химический состав стали марки 13ХФА представлен в таблице 2.3.
Таблица 2.3 - Химический состав стали 13ХФА /19/

Содержание элемента в стали, %.

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

N

V

Nb

0,13-

0,17

0,17-

0,37

0,45-

0,65

менее

0,015

менее

0,010

0,50-

0,70

0,020-

0,050

менее

0,008

0,05-

0,09

0,01-

0,03


Согласно технологической инструкции /20/ по выплавке стали в ЭСПЦ присадки раскислителей и легирующих добавок производят в ковш во время выпуска из расчета получения нижнемарочного значения для заданного химического состава. В таблице 2.4 представлен предположительный состав стали 13ХФА полученный в ковше после выпуска плавки.
Таблица 2.4 - Химический состав стали 13ХФА в ковше после выпуска плавки

Содержание элемента в стали, %.

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

V

Nb

0,13

0,17

0,45

0,08

0,015

0,50

0,020

0,05

0,01


Параметры взаимодействия первого и второго порядка определяются по данным таблицы 2.5 и 2.6 /21/.

Таблица 2.5 - Параметры взаимодействия первого порядка ∙ 100 в железе при

1873 К

Элемент i

Элемент j

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

V

Nb

N

13

4,7

-2

4,5

0,7

-4,7

-2,8

-9,3

-6


Таблица 2.6 - Параметры взаимодействия второго порядка ∙ 100 в железе при

1873 К

Элемент i

Элемент j

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

V

Nb

N

0

0

0

0

0

0,04

0

0

0


lg = (0,13 ∙ 0,13 + 0,047 ∙ 0,17 – 0,02 ∙ 0,45 + 0,045 ∙ 0,008 +

+ 0,007 ∙ 0,015 – 0,047 ∙ 0,50 – 0,028 ∙ 0,020 – 0,093 ∙ 0,05 –

– 0,06 ∙ 0,01) + (0,0004 ∙ 0,52) = – 0,013. (2.7)
lg[N]спл= – () ∙ (– 0,013) + 0,5 ∙ lg 1 = – 1,337;
[N]спл = 0,046%.
Равновесная концентрация азота в железе составляет 0,044%, т. е. в стали марки 13ХФА выпущенной в соответствии с технологией принятой в ЭСПЦ ООО «Уральская сталь» (ОХМК) равновесная концентрация азота в сплаве выше.
2.1.2.4 Предлагаемая технология
Произведя расчеты в таблице «Excel» получены результаты которые описывают зависимость lg [N] от содержания в железе каждого элемента в отдельности. Результаты расчетов выведены на диограмму (рисунок 2.3 и 2.4) для элементов имеющих низкое содержание в железе (до 0,1 %) и элементов с большей концентрацией (более 0,1 %).

Рисунок 2.3 - Зависимость lg [N] от элементов содержащихся в стали 13ХФА в концентрациях менее 0,10 %.
Как видно из диаграммы (рисунок 2.3) ванадий ниобий и алюминий в разной степени способствуют растворению азота в железе, поэтому необходимо исключить их введение в ковш во время выпуска плавки. Сера занимает позицию ближе к нейтральной и поэтому практически никак не влияет на растворимость азота. Фосфор и кислород практически в равной степени снижают растворимость азота в железе, но в свою очередь они являются вредными примесями, поэтому их содержание в железе должно быть минимальным.

На следующей диаграмме (рисунок 2.4) описана зависимость lg [N] от элементов содержащихся в железе в концентрациях более 0,10% и имеющих возможность в более значительной степени повлиять на растворимость азота. Растворимости азота в значительной степени способствуют хром и марганец, соответственно необходимо исключить их введение в ковш во время выпуска плавки. Углерод и кремний (особенно углерод) способны своим присутствием снизить азотирование металла. Но на стали 13ХФА содержание углерода не высокое и выпуск плавки из печи производится при содержании углерода (0,10 ± 0,02) % (с учетом последующего науглероживания ферросплавами). Поэтому значительно повлиять на растворимость азота в железе углерод не может.

Рисунок 2.4 - Зависимость lg [N] от элементов содержащихся в стали 13ХФА

в концентрациях более 0,10%.
Единственным элементом способным снизить растворимость азота в данной марке стали является кремний. Введение ферросилиция в ковш в начале слива металла (после налива первых 5 – 10т металла лотком или по тракту подачи ферросплавов порциями под струю) позволит резко снизить растворимость азота. Количество ферросилиция должно обеспечить получение среднемарочного содержания кремния для стали 13ХФА (~ 0,27 %). Для плавки массой 100т это количество будет соответствовать 500 кг ФС65 при 80% усвоения кремния.

На рисунке 2.5 показана диаграмма которая описывает изменение lg [N] от количества металла в ковше во время выпуска плавки. После отлива от 5 до 10 т металла (или во время отлива), в ковш производится присадка шлакообразующих и ферросилиция в количестве 500 кг. Это резко повышает концентрацию кремния из-за малого количества металла. В дальнейшем по мере наполнения ковша концентрация кремния снижается до среднемарочного значения. lg [N] изменяется пропорционально концентрации кремния, возрастая к концу выпуска.

Рисунок 2.5 - Зависимость lg [N] от массы металла в ковше.
Состав шлакообразующих должен обеспечивать их легкоплавкость и высокую жидкоподвижность. Это связано с тем, что жидкоподвижный шлак легко растекается по поверхности металла, не позволяя ему оголяться, а также с тем, что жидкоподвижный шлак имея высокую газопроницаемость, легко пропускает сквозь себя наружу воздух эжектируемый струей металла.

Присадка остальных материалов производится в ковш с последними порциями металла или на агрегатах внепечной обработки стали, когда в ковше металл прикрыт слоем шлака и контакт с атмосферным азотом снижен до минимума.

Среднее значение lg [N] за время выпуска плавки составило:
lg [N]ср = – 1,38258.
Это соответствует равновесной концентрации [N]ср = 0,041%. Это значение на много ниже, чем в случае рассматриваемом выше (по технологии ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК)).
2.1.2.5 Температурная зависимость растворимости азота
Температурная зависимость растворимости азота для стали 13ХФА производится по формуле:
; (2.8)
Коэффициент активности fN определяется из lg fN для стали 13ХФА определенного выше в уравнение (2.8):
lg fN = – 0,013;
fN = 0,933.
Тогда:

ln KN = .
Определение изменения KN в диапазоне температур от 1520 0С (1793 К) до 1620 0С (1893 К), с интервалом в 20 0С:
ln KN = = – 3,154; KN = 0,0427;
ln KN = = – 3,147; KN = 0,0430;
ln KN = = – 3,139; KN = 0,0433;
ln KN = = – 3,132; KN = 0,0436;
ln KN = = – 3,124; KN = 0,0440;
ln KN = = – 3,117; KN = 0,0443.
Определение изменения в диапазоне температур от 1520 0С (1793 К) до 1620 0С (1893 К), с интервалом в 20 0С:
= 0,0458%;
= 0,0460%;
= 0,0464%;
= 0,0467%;
= 0,0472%;
= 0,0475%.
На основе этих данных построена диаграмма представленная на рисунке 2.6.

Рисунок 2.6 - Зависимость равновесной концентрации азота от температуры.
Как видно из расчетов и диаграммы на рисунке 2.6 для стали марки 13ХФА растворимость азота возрастает с повышением температуры металла. Для данной марки стали целесообразно иметь температуру металла (1560 ± 10) 0С. При этой температуре равновесная концентрация азота составит около 0,0465%.

Теперь производится сравнительный расчет для плавки выпущенной по предлагаемой технологии на основе значения lg [N]ср = – 1,38258.

Подставив в уравнение (2.6) значение lg [N]ср = – 1,38258 получится:
lg fN = 1,0777.
= 0,0396%;
= 0,0399%;
= 0,0402%;
= 0,0405%;
= 0,0408%;
= 0,0411%.
На основе этих данных построена диаграмма представленная на рисунке 2.7.

Диаграмма зависимости равновесной концентрации азота от температуры (рисунок 2.7) для предлагаемой технологии выпуска плавки, подчиняется тем же законам что и в предыдущем варианте, но лежит намного ниже. Это значит, что при тех же рекомендуемых температурах металла (1560 ± 10) 0С, равновесная концентрация азота будет составлять 0,0402%. Разница между первым и вторым вариантом составит:
∆[N]р = 0,0465 – 0,0402 = 0,0063%.

Рисунок 2.7 - Зависимость равновесной концентрации азота от температуры для стали 13ХФА (по предлагаемой технологии).
Таким образом, для предотвращения азотации расплава в процессе выпуска необходимо выполнение следующих условий:

  • выпуск плавки производить компактной струей;

  • вначале выпуска плавки после схода (или во время схода) от 5 до 10 т металла в ковш вводится ФС65, в количестве обеспечивающем получение среднемарочного значения кремния в стали;

  • в начале выпуска плавки (после схода от 5 до 10 т металла) в ковш вводить от 800 до 1000 кг извести и от 250 до 350 кг плавикового шпата;

  • присадку алюминия и ферросплавов производить после выпуска около 90 т металла или на агрегатах внепечной обработки стали.



2.1.2.6 Влияние технологических параметров внепечной обработки

стали на установке «ковш - печь» на массовую долю азота в металле
Прирост массовой доли азота в процессе обработки металла на установке «ковш - печь» (УКП) зависит в первую очередь от массовой доли азота в стали перед обра­боткой. Так, при содержании азота перед обработкой 0,008% азотация рас­плава составляет от 0,00 до 0,001%, в то время как при содержании азота от 0,005 до 0,006 азотация рас­плава составляет от 0,003 до 0,004% (таблица 2.8).

Значительное влияние на степень насыщения металла азотом оказы­вает и продолжительность нагрева металла и, в первую очередь, - при рабо­те на «мощных» ступенях напряжения трансформатора. При средней продолжительности нагрева от 47 до 56 мин (в том числе на «мощных» ступенях – от 40 до 51 мин) азотация составляет от 0,003 до 0,006%, а при продолжительности нагрева от 30 до 39 мин – от 0,00 до 0,002%. Это связано в первую очередь со шлаковым режимом. Длина электродуги на низких ступенях нагрева составляет от 90 до 110 мм, на высоких ступенях, соответственно, от 110 до 160 мм. При работе на низких ступенях нагрева, для экранировки электродуги достаточно иметь толщину шлака от 100 до 150 мм, в то время, как при работе на высоких ступенях необходимо иметь от 150 до 200 мм слоя шлака /16/.


Таблица 8 - Влияние технологических параметров обработки металла на установке «ковш-печь» на азотацию расплава

№ УКП

Прирост азота на УКП

Кол-во плавок, шт.

Средние показатели

Температура после

уср. Продувки, 0С.

Толщина слоя

шлака, мм.

Азот в ковшевой пробе, %.

Расход на УКП, кг

Длительность

обработки

Расход аргона

Продолжительность нагрева по ступеням

кокс

известь

плавиковый шпат

всего

под током

м3.

м3/час.

1

2

3

4

5

6

7

8

1 – 3 (5 – 8)



1


0


7


1587


143


0,008


77


523


91


86


38


13,4


9,7




3


17


6


10




2


1-3

20

20


0,001

2

1572

125

0,007

100

565

81

123

37

16,0

8,9







7




30







7

7

0,002

6

1587

133

0,006

92

435

120

77

30

9,8

8,2

2

3

13

1

10




1

18

18

0,003

4

1574

120

0,006

79

758

- 120

139

50

19,7

7,6







45




5







45

45

0,006

2

1550

125

0,006

19

386

89

149

56

30,0

13,3

4

28

19




5







51

51


2


0

10

1582

110

0,008

27

693

147

82

36

18,3

14,6




4

13

1

10

1

7

8-5

(18)

0,001

6

1578

100

0,008

38

639

196

100

39

18,0

10,6




2

14

7

2

4

10

16

(16)

0,002

7

1582

107

0,007

49

998

225

77

33

17,0

13,1







4

6

7

1

13

23

(23)

0,003

2

1568

75

0,006

70

306

50

102

47

8,0

4,9




5

20




9

4

9

22

(22)

0,004

1

1570

100

0,005

-

1555

452

146

48

32,77

13,47







2

6

30




10

40

(40)





а) б)
Рисунок 2.8 - Схематическое изображение не экранированной а) и экранированной б) электродуги слоем шлака.
На рисунке 2.8 а) изображена схема, показывающая работу неэкранированной электродуги. Небольшое количество шлака не способно закрыть работающую электродугу, т. к. образующиеся при высоких температурах газы (пары железа и компонентов шлака) разбрызгивают шлак и металл по сторонам, оголяя при этом зону вокруг электрода, тем самым, давая воздуху (N2, O2) беспрепятственно проникать в активную зону. Высокая температура и прямой контакт металла с атмосферным азотом в зоне работы электродуги являются благоприятными условиями для азотирования.

На рисунке 2.8 б) изображена схема, показывающая работу экранированной электродуги слоем шлака. Как видно из рисунка, зона работы электродуги полностью закрыта слоем шлака, не позволяя воздуху вступать во взаимодействие с металлом.

Поэтому очень важно быстро увеличить массу шлака до толщины слоя более 150 мм. При этом состав шлакообразующих должен обеспечивать легкоплавкость и достаточную жидкоподвижность шлака. Это связано с тем, что легкоплавкость шлаковой смеси позволит быстро (при относительно низких температурах) получить достаточное количество гомогенного шлака, а жидкоподвижный шлак легко растекается по поверхности металла, не позволяя ему оголяться и, имея высокую газопроницаемость, легко пропускает сквозь себя наружу газы.

На азотацию расплава оказывает влияние расход аргона на продувку металла: с увеличением расхода арго­на степень азотации снижается. Снижение азотации металла с увеличением расхо­да аргона связано, скорее всего, с созданием нейтральной атмосферы под крышкой УКП.

Таким образом, для предотвращения азотации расплава в процессе обработки на УКП необходимо выполнение следующих условий:

  • быстрое наведение жидкоподвижного шлака в количестве, обеспечивающем полную экранировку электродуги;

  • иметь максимально возможную интенсивность продувки металла аргоном.

В качестве дополнительных технических мер необходимо провести реконструкцию УКП, цель которой заключается в уплотнении зазора между ковшом и сводом УКП. Это позволит исключить подсос воздуха и будет способствовать созданию нейтральной атмосферы в рабочем пространстве.
2.1.2.7 Деазотация стали при вакуумировании
Подводя итог вышесказанному можно сказать, что в печи отсутствуют условия для глубокой деазотации стали, т.к. этот процесс регламентируется массопереносом азота из атмосферы. Во время выпуска плавки можно исключить (или свести до минимума) азотацию стали. Так же возможно исключить азотацию стали при обработке на УКП. Но для получения в стали сверх низкого содержания азота необходима вакуумная обработка стали:

  • снижение содержания азота при вакуумировании происходит в результате: всплывания нитридных неметаллических включений (в сталях и сплавах при содер­жании в них нитридообразующих элементов;

  • выделения пу­зырей азота, зарождающихся в ванне (в случае высокого со­держания азота в металле, при котором создаются условия, необходимые для преодоления сил поверхностного натяжения и ферростатического давления) на поверхности футеровки или на неметаллических включениях;

  • десорбции газа с открытой (или открывающейся при перемешивании) поверхнос­ти, к которой атомы газа перемещаются вследствие диффузии или конвекции;

  • десорбции газа с поверхности пузырей СО и удаления из ванны вместе с этими пузырями;

  • десорбции газа с поверхности пузырей внутрь пузыря в случае продув­ки металла аргоном /22/.

Равновесие реакции 2[N] = N2(г) подчиняющейся закону квадратного корня:
[N] = КN, (2.9)
при снижении давления сдвигается вправо.

Необходимо учитывать, что азот в металле менее подвижен, коэффициент диффузии его в жидком железе на порядок меньше, чем водорода (D = (от 4 до 7) × × 10-3 см/с), поэтому интен­сивность удаления из расплава азота под вакуумом значи­тельно ниже, чем от водорода. Для достижения заметного рафинирования ме­талла от азота требуется более глубокий вакуум и более продолжительная выдержка /23/.

В пункте 2.1.2.5 и 2.1.2.6 были рассмотрены два варианта раскисления и легирования стали во время выпуска плавки. Для определения оптимального процесса деазотации на установке внепечного вакуумирования предлагается сравнить равновесные концентрации азота в вакууме для сталей выпущенных по разным технологиям.

Вычисления производятся по формуле (2.7), изменив в ней значение p. Для импортных установок внепечного вакуумирования стали остаточное давление в вакуумной камере составляет около 0,3 мбар, что соответствует давлению 0,0003 атм.
lg 0,0003 = – 3,523;
При вакуумировании стали выпущенной по технологии принятой в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК) равновесная концентрация азота составит:
lg = 0,13 ∙ 0,13 + 0,047 ∙ 0,17 – 0,02 ∙ 0,45 + 0,045 ∙ 0,008 +

+ 0,007 ∙ 0,015 – 0,047 ∙ 0,50 – 0,028 ∙ 0,020 – 0,093 ∙ 0,05 –

– 0,06 ∙ 0,01 + (0,0004 ∙ 0,5)2 = – 0,013.
lg[N]спл= – () ∙ (– 0,013) + 0,5 ∙ (– 3,523) = – 3,0989;
[N]спл = 0,0008%.
При вакуумировании стали выпущенной по предлагаемой технологии равновесная концентрация азота составит:
lg = 0,13 ∙ 0,13 + 0,047 ∙ 0,27 = 0,030;
lg[N]спл= – () ∙ 0,030 + 0,5 ∙ (– 3,523) = – 3,1415;
[N]спл = 0,0007%.
Как видно из расчетов, во втором случае равновесная концентрация азота несколько ниже, чем в первом. Это значит, что во втором случае деазотация стали в вукууме будет протекать быстрее и более полно. Следовательно доводку стали по химическому составу целесообразно производить в конце процесса вакуумирования.


2.3 Внепечная десульфурация стали
2.3.1 Анализ технологических параметров выплавки стали
Анализ проведения десульфурации стали марки 09ГСФ /26/ выплавляемой в ЭСПЦ ООО «Уральская сталь» (ОХМК) приведен на примере десяти плавок (таблица 2.27). Как видно по данным таблицы 1 и 2, десульфурация стали в печи производится достаточно слабо. Средняя скорость десульфурации стали в печи составляет 0,008 % в час, при этом степень десульфурации в среднем составляет 17,8 %. Такой низкий показатель связан прежде всего с тем, что печной шлак имеет высокую окисленность.
Таблица 2.27 - Десульфурация стали 09ГСФ в процессе выплавки и внепечной доводки

Прлавка

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

печь

[S], %

[S]Н

0,044

0,051

0,038

0,022

0,070

0,043

0,029

0,034

0,025

0,041

[S]К

0,034

0,046

0,033

0,018

0,046

0,037

0,024

0,028

0,021

0,035

Время, мин

65

90

40

35

70

55

45

60

50

45

Скорость, % / ч

0,010

0,003

0,007

0,007

0,020

0,006

0,007

0,006

0,005

0,008

Степень, %

23

10

13

18

34

14

17

18

16

15

ковш

[S], %

0,026

0,030

0,029

0,015

0,029

0,024

0,018

0,021

0,016

0,026

Степень, %

33

35

12

17

37

35

25

25

24

25

ковш-печь

[S], %

[S]Н

0,026

0,030

0,029

0,015

0,029

0,024

0,018

0,021

0,016

0,026

[S]К

0,006

0,004

0,005

0,006

0,006

0,005

0,004

0,005

0,005

0,004

Время, мин

70

85

105

85

100

80

90

85

95

105

Скорость,

% / ч

0,017

0,019

0,014

0,006

0,014

0,015

0,009

0,011

0,007

0,013

Степень, %

77

87

82

60

79

79

78

76

69

85

В маркировочной пробе

0,003

0,003

0,004

0,005

0,003

0,004

0,003

0,003

0,004

0,003


Средний показатель десульфурации представлен в таблице 2.28.
Таблица 2.28 - Средний показатель десульфурации стали 09ГСФ в процессе выплавки и внепечной доводки

Печь

Ковш

Ковш-печь

Время,

мин

Скорость, % / ч

Степень,

%

Степень,

%

Время,

мин

Скорость, % / ч

Степень,

%

55,5

0,008

17,8

26,8

90

0,013

77,2


В современной технологии выплавки стали в электрической печи отсутствует восстановительный период /20/. Плавка выпускается в ковш сразу после окислительного периода. Коэффи­циент распределения серы между шлаком и металлом в окис­лительный период плавки колеблется в пределах от 2 до 5, причем более высокие значения достигаются при увеличении основно­сти и жидкоподвижности шлака. Это связано с тем, что во время окислительного периода ванна подвергается интенсивной продувке газообразным кислородом или производится присадка твердого окислителя (FeO + Fe2O3). Причем большая часть серы удаляется в начале окислительного периода, когда содержание углерода в металле еще велико, а содержание кислорода низкое.

На рисунке 2.18 изображен график описывающий зависимость коэффициента распределения серы от содержания закиси железа в шлаке /27/. Повышение содержания кислорода в металле и шлаке снижает активность серы, поэтому процесс обессеривания во время окислительного периода очень затруднен.


Рисунок 2.18 - Влияние содержания (FeO) в шлаке на коэффициент распределения серы LS между шлаком и металлом.
Десульфурация стали в ковше производится более эффективно. Степень десульфурации стали в этом случае составляет 26,8 %. Связано это с тем, что во время выпуска плавки в ковш вводятся раскислители (Si, Al) и шлакообразующие (CaO, CaF2). Образование в ковше шлака с низкой окисленностью и высокой основностью создает благоприятные условия для протекания реакции десульфурации. После выпуска плавки металл в ковше продувается аргоном через донную пробку или погружную футерованную фурму в течении не менее 5 минут. После этого производится замер температуры и отбор пробы металла и шлака. Химический состав шлаков взятых после усреднительной продувки представлен в таблице 2.29.
Таблица 2.29 - Состав шлака стали 09ГСФ после усреднительной продувки

Плавка

Состав шлака, %

Основ-ность

CaO

SiO2

Al2O3

FeO

MnO

1

57,7

16,5

9,9

1,19

менее 2

3,5

2

54,2

14,7

9,2

1,08

менее 2

3,7

3

52,9

18,5

10,2

0,76

менее 2

2,7

4

50,8

18,3

9,3

1,65

менее 2

2,8

5

53,7

18,8

9,9

0,61

менее 2

2,9

6

48,1

23,9

10,1

1,13

менее 2

2,0

7

53,3

21,5

10,1

1,29

менее 2

2,5

8

50,5

18,7

10,2

1,83

менее 2

2,7

9

55,0

17,6

10,3

1,19

менее 2

3,1

10

49,4

23,8

9,2

0,69

менее 2

2,0

Среднее

52,6

19,2

9,8

1,14

менее 2

2,7


За время выплавки и во время выпуска плавки удаляется около 40 % всей серы содержащейся в металле.

Основная десульфурация осуществляется на установке ковш-печь (УКП). УКП оснащен оборудованием для введения в ковш шлакообразующих материалов, т.е. имеется возможность корректировать химический систав шлака. Химический состав шлака представлен в таблице 2.30.
Таблица 2.30 - Состав шлака стали 09ГСФ после обработки на УКП

Плавка

Состав шлака, %

Основ-ность

CaO

SiO2

Al2O3

FeO

MnO

1

63,8

13,0

10,3

0,74

менее 2

4,9

2

61,4

16,9

9,6

0,77

менее 2

3,6

3

57,0

16,6

10,3

0,75

менее 2

3,4

4

55,6

17,3

9,5

0,85

менее 2

3,2

5

58,9

19,4

8,4

0,53

менее 2

3,0

6

60,8

21,4

9,1

0,71

менее 2

2,8

7

55,5

18,7

8,2

0,82

менее 2

3,1

8

61,4

17,4

9,2

1,06

менее 2

3,5

9

59,4

16,9

10,2

0,60

менее 2

3,5

10

54,0

21,1

8,5

0,72

менее 2

2,6

Среднее

58,8

17,9

9,3

0,75

менее 2

3,3


Средняя степень десульфурации здесь составляет 77,2 %, при скорости 0,013 % / ч. На этот процесс в среднем затрачивается 90 минут. Затраты такого количества времени влекут за собой такие издержки как перерасход электродов, электроэнергии, материалов и т.д. Кроме этого снижается ресурс сталеразливочных ковшей и нарушается технологический цикл. Затрат большого количества времени можно избежать при оптимизации шлакового режима.
2.3.2 Методика расчета
Теоретический анализ влияния различных факторов на пока­затели десульфурации стали при внепечной обработке в ковше, удобно проводить с использованием вы­ражения, полученного на основе баланса серы в системе шлак-ме­талл:

, (2.24)

где [S]H и [S]K - начальная и конечная концентрации серы в металле, %;

- степень рафинирования металла;

- отношение массы шлака к массе обрабатываемого металла

(кратность шлака);

- коэффициент распределения серы между металлом и

шлаком.
Предельное значение LS отвечает достижению равновесия в системе металл - шлак. Произведение gLS, называется рафинирующим потенциалом шлака /28/. Этот показатель позволяет определить минимальное количество шлака, необходимого при заданных условиях для достижения требуемой степени десульфурации.

Коэффициент распределения серы определяется по формуле /21/:
, (2.25)

где ^ Т – температура, К;

аО – активность растворенного в металле кислорода;

fS – коэффициент активности растворенной в металле серы;

CaO, SiO2, MgO, Al2O3 – концентрация соответствующих оксидов в

шлаке, %.
, (2.26)

где K’ – квазиконстанта, для основной футеровки K’ = 1 ∙ 10-13,5.
По известной величине LS получим значение:
; (2.27)

. (2.28)
2.3.3 Десульфурация стали на установке ковш-печь
На основе данных п. 2.3.1 рассчитаем процесс десульфурации стали 09ГСФ. По среднему показателю химического состава шлака на начало обработки (таблица 2.29) и конца обработки стали на УКП (таблица 2.30) определим усредненный состав шлака для процесса обработки. Средний состав этих шлаков вынесен в таблицу 2.31
Таблица 2.31- Усредненный состав шлака

Среднее

Состав шлака, %

Основ-ность

CaO

SiO2

Al2O3

FeO

MnO

Начало

52,6

19,2

9,8

1,14

менее 2

2,7

Конец

58,8

17,9

9,3

0,75

менее 2

3,3

По ходу плавки

55,7

18,6

9,5

0,95

менее 2

3,0


Состав стали марки 09ГСФ /26/ приведен в таблице 2.32.

Таблица 2.32 - Состав стали марки 09ГСФ

Состав, %

C

Si

Mn

P

S

Cr

Ni

Cu

Ti

Al

0,11-0,12

0,50-0,80

0,70-0,80

менее

0,015

менее

0,005

0,20-0,30

менее

0,30

менее

0,30

0,010-0,020

0,020-0,050


Принимаем, что плавка марки 09ГСФ доведена по химическому составу и имеет среднемарочное содержание элементов. Полученной состав стали представлен в таблице 2.33.
Таблица 2.33 - Усредненный состав стали марки 09ГСФ

C

Si

Mn

P

S

Cr

Ni

Cu

Ti

Al

0,12

0,65

0,75

0,010

0,023

0,25

0,1

0,1

0,015

0,035


Определим коэффициент активности стали марки 09ГСФ имеющей химический состав приведенный в таблице 2.33 по параметрам взаимодействия. Параметры взаимодействия первого порядка /21/ приведены в таблице 2.34.
Таблица 2.34 - Параметры взаимодействия первого порядка в железе при 1873 К

Элемент

i

Элемент j

C

Si

Mn

P

Cr

Ni

Cu

Ti

Al

S

11

6,3

- 2,6

29

- 1,1

0

- 0,84

- 7,2

3,5


Активность серы в стали:
lgfS = 0,11 ∙ 0,12 + 0,063 ∙ 0,65 – 0,026 ∙ 0,75 + 0,29 ∙ 0,010 – 0,011 ∙ 0,25 –

– 0,0084 ∙ 0,1 – 0,072 ∙ 0,015 + 0,035 ∙ 0,035 = 0,034;
fS = 1,082.
Активность растворенного в металле кислорода:
= 0,00029;
.
Коэффициент распределения серы:
,
.
Равновесное содержание серы в металле и шлаке (масса шлака 2 %) составит:

%;
%.

Как видно из расчетов для базового варианта коэффициент распределения серы между металлом и шлаком достаточно высок. Тем не менее этот процесс требует значительных затрат времени.


2.3.4 Оптимизация химического состава шлака
Общеизвестным фактом является то, что для успешной десульфурации необходимыми условиями являются высокая основность шлака и его низкая окисленность. Но слишком высокая основность шлака ведет к повышению температуру плавления шлака, вплоть до перехода его в гетерогенное состояние. При этом степень перемешивания шлака и металла снижается или совсем прекращается. Поддержание низкой окисленности шлака и металла возможно только путем их раскисления. Наиболее эффективным раскислителем является алюминий. Но увеличение концентрации алюминия в металле можен отрицательно сказаться на качестве стали /29/.

Рассмотрим влияние различных факторов на процесс десульфурации. Расчеты производятся в «Excel» по методике п. 2.3.2.

Анализируя данные таблицы 2.35, можно сделать вывод, что повышение основности шлака ведет к повышению коэффициента распределения серы и снижению равновесной концентрации серы в металле.
Таблица 2.35 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при изменении основности

Шлак

Основность

LS

[S]р

1

4,0

1244

0,0009

2

3,4

1033

0,0011

3

2,9

590

0,0018

4

2,6

366

0,0028

5

2,3

243

0,0039

6

2,0

170

0,0052

7

1,8

124

0,0066

8

1,6

94

0,0080

9

1,4

73

0,0093

10

1,3

58

0,0106


Графически эта зависимость изображена на рисунке 2.19 и 2.20.

Рисунок 2.19 - Коэффициент распределения серы в зависимости от основности.

Рисунок 2.20 - Равновесное содержание серы в металле в зависимости от основности.
Процесс десульфурации /30/ проходит по реакции:
[S] + (CaO) = (CaS) + [O]. (2.29)
Как видно из уравнения продуктами реакции являются сульфид кальция и кислород. В присутствии алюминия свободный кислород вступает с ним в реакцию:
[Al] + [O] = (Al2O3). (2.30)
Таким образом в общем виде реакцию десульфурации можно представить в виде уравнения:
[S] + (CaO) + [Al] = (CaS) + (Al2O3) . (2.31)
Концентрация алюминия в металле регламентирует содержание кислорода в металле и шлаке. Эксперементальные данные /31/ представленные в таблице 2.36 показывают зависимость между содержанием алюминия и кислорода в металле.
Таблица 2.36 - Эксперементальные данные содержания

[Al] и [O]

[Al], %

[O], %

0,02

0,00034

0,03

0,00026

0,05

0,00019

0,10

0,00012


В таблице 2.37 представлены данные расчета которые показывают изменение коэффициента распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации алюминия в металле.

Таблица 2.37 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации алюминия в металле

Шлак

Основность

[Al]

LS

[S]р

1

2,0

0,005

31

0,0137

2

2,0

0,01

74

0,0093

3

2,0

0,015

96

0,0078

4

2,0

0,02

117

0,0069

5

2,0

0,025

136

0,0062

6

2,0

0,03

153

0,0057

7

2,0

0,035

170

0,0052

8

2,0

0,04

186

0,0049

9

2,0

0,045

201

0,0046

10

2,0

0,05

216

0,0043


На рисунке 2.21 и 2.22 показано графическое изображение этой зависимости.

Рисунок 2.21 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания алюминия в металле.

Рис. 2.22. Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания алюминия в металле.
Как видно из данных расчета алюминий способствует значительному повышению коэффициента распределения серы, тем самым снижая равновесную концентрацию серы в металле.

В таблице 2.38 представлены расчетные данные которые показывают влияние содержания оксида алюминия в шлаке на коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности.
Таблица 2.38 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации оксида алюминия в шлаке

Шлак

Основность

(Al2O3), %

LS

[S]р

1

2

3

4

5

1

2,0

5

244

0,004

2

2,0

10

170

0,005

3

2,0

15

122

0,006

4

2,0

20

90

0,008

Продолжение таблицы 2.38


1

2

3

4

5

5

2,0

25

68

0,009

6

2,0

30

52

0,011

7

2,0

35

41

0,012

8

2,0

40

32

0,014

9

2,0

45

26

0,015

10

2,0

50

21

0,016


На рисунке 2.23 и 2.24 представлены графическое изображение этой зависимости.

Рисунок 2.23 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания

оксида алюминия в шлаке.


Рис. 2.24. Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания оксида алюминия в шлаке.
Анализ данных представленных в таблице 2.38 показывает, что содержание оксида алюминия в шлаке способствует снижению коэффициента распределения серы между металлом и шлаком и снижает его десульфурирующую способность. Происходит это по той причине, что глинозем в данном случае выступает в роли разбавителя шлака, т.е. возрастание концентрации глинозема в шлаке снижает концентрацию оксида кальция.

Аналогичным образом проявляется воздействие повышение канцентрации (CaF2). Но в том и другом случае с увеличением концентрации в шлаке (CaF2) и (Al2O3) снижается температура плавления шлака, т.е. увеличивается жидкоподвижность шлака. Этот фактор улучшает массоперенос серы в шлаке, что значительно ускоряет процесс десульфурации.

В другом рассматриваемом варианте концентрация оксида кальция остается постоянной, а глинозем выступает в роли заменителя кремнезема. Данные расчета представлены в таблице 2.39.

Таблица 2.39 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при замещении кремнезема глиноземом в шлаке

Шлак

(CaO), %

(SiO2), %

(Al2O3), %

Основность

Ls

[S]р

1

50

27

23

1,9

78

0,0086

2

50

24

26

2,1

84

0,0082

3

50

21

29

2,4

90

0,0078

4

50

18

32

2,8

98

0,0074

5

50

15

35

3,3

107

0,0069

6

50

12

38

4,2

118

0,0065

7

50

9

41

5,6

131

0,0060

8

50

6

44

8,3

146

0,0055

9

50

3

47

16,7

164

0,0051

10

50

0

50



186

0,0046




Рисунок 2.25 - Коэффициент распределения серы в зависимости от содержания

кремнезема и глинозема в шлаке.

Рисунок 2.26 - Равновесное содержание серы в металле в зависимости от содержания кремнезема и глинозема в шлаке.
На рисунке 2.25 и 2.26 представлены графическое изображение зависимости от содержания кремнезема и глинозема в шлаке.

Анализ данных показывает что уменьшение концентрации кремнезема ведет к повышению основности шлака, тем самым увеличивается коэффициент распределения серы и равновесная концентрация серы в металле снижается.

В таблице 2.40 представлены расчетные данные которые показывают влияние содержания оксида магрия в шлаке на коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности.
Таблица 2.40 - Коэффициент распределения и равновесное содержание серы при постоянной основности и различной концентрации оксида магния в шлаке

Шлак

Основность

(MgO), %

LS

[S]р

1

2

3

4

5

1

2,0

1

168

0,00497

2

2,0

2

168

0,00496

Продолжение таблицы 2.40

1

2

3

4

5

3

2,0

3

169

0,00494

4

2,0

4

169

0,00493

5

2,0

5

170

0,00492

6

2,0

6

170

0,00491

7

2,0

7

171

0,00489

8

2,0

8

171

0,00488

9

2,0

9

172

0,00487

10

2,0

10

173

0,00486
  1   2   3   4



Скачать файл (1670 kb.)

Поиск по сайту:  

© gendocs.ru
При копировании укажите ссылку.
обратиться к администрации
Рейтинг@Mail.ru