Технологические особенности процесса выплавки и разливки стали в условиях ЭСПЦ Белорусского металлургического завода

ф = М/(n ·V·m ·ц), (3.3)

где ф - время разливки одного ковша, мин;

М - масса разливаемого металла, кг (М = 100000 кг);

n - количество ручьев в МНЛЗ, n = 4;

m - масса 1 погонного метра заготовки, кг;

ц - коэффициент, учитывающий потери времени на разливке, ц=1.

m = F·p_m, (3.3.1)

ф = М/(n ·V · (F·p_m) · ц), (3.2)

ф = 100000/(4·0,66· (0,25·0,3·7450) ·1) = 68 мин.

3.4 Линейные параметры заготовки

Глубина жидкой фазы, м:

L_ж = 0,024·L · V, (3.4)

L_ж = 0,024·0,3·0,66 = 0,0048 м.

Протяженность технологической линии, м:

L_т = (h_p + L_ж + L_рез) ·m_k, (3.5)

где L_т - протяженность технологической линии, м;

h_p - расстояние от уровня металла в сталеразливочном ковше до мениска металла в кристаллизаторе, м h_p ? 0,3м;

L_рез - длина участка резки (мерной заготовки), м; L_рез ? 4,2м;

m_k - коэффициент, учитывающий конструктивные длины m_k=1,1.

L_т = (0,3 + 0,0048 + 4,2) ·1,1 = 4,95 м.

3.5 Время затвердевания слитков

ф = (L_заг/2К), (3.6)

где ф - время затвердевания, мин;

К - коэффициент затвердевания; К = 28 мм/мин^0,5;

ф = 300/2·28 = 5,35,

ф = 5,35² = 28 мин.

3.6 Годовая производительность МНЛЗ

Расчетная годовая производительность МНЛЗ определяются по формуле

Р = 1440 •n •М •Ф •ц₁/(nф₁+ф₂), (3.7)

где Р - пропускная способность для заданного профиля заготовки (производительность), т/год;

n - количество плавок в серии при разливке методом плавка на плавку; n = 6 ;

М - масса разливаемого металла, т; М = 100 т;

Ф - фонд времени работы МНЛЗ, сутки;

ц₁ - коэффициент, учитывающий степень загрузки оборудования; ц₁ = 0,85;

ф₁ - время разливки стали из сталеразливочного ковша, мин; ф_1п = 68 мин;

ф₂ - пауза, время подготовки машины к приему плавки без изменения размеров заготовки, мин; ф₂ = 3 мин.

Ф = 365 - [Т_к + Т_вп + Т_тр], (3.7.1)

где Т_к - продолжительность капитального ремонта МНЛЗ, сутки;

Т_вп - продолжительность планово-предупредительного ремонта, сутки; Т_вп = 10;

Т_тр - продолжительность текущих ремонтов, сутки; Т_тр = 5;

Р = 1440 •n •М • (365 - [Т_к + Т_вп + Т_тр]) •ц₁/(nф₁+ф₂), (3.7.2)

Рп = 1440 • 6 • 100 • (365-[15 + 10 + 5]) •0,85/(6 • 68 + 3) ? 598600 т/год.

Расчетная производительность за фактические сутки определяется по формуле:

Р_расч = (24/ ф₁) • М, (3.7.3)

Р_расчп = (24/1,13) • 100 = 2123 т/сут.

3.7 Тепловая работа кристаллизатора

Анализ тепловой работы МНЛЗ можно провести с помощью составления теплового баланса.

Удельное количество тепла, поступающее на МНЛЗ с жидким металлом (энтальпия):

Q = C_т · (Т_нач - Т_кон) + q + C_ж ·Дt, (3.8)

где: C_т - теплоемкость твердой стали, (С = 0,65 Мдж/т);

Т_нач - температура начала затвердевания (Т_нач = 1763 К);

Т_кон - конечная температура стали (Т_кон. = 1560 К);

q - скрытая теплота кристаллизации (q = 270 МДж/т);

C_ж - теплоемкость жидкой фазы, (С_ж = 0,7 МДж/т);

Дt - перегрев стали сверх температуры ликвидус, (Дt = 293 К);

Q = 0,65· (1763 - 1560) + 270 + 0,7 ·293 = 607 МДж/т.

Полное количество тепла, поступающего в МНЛЗ в единицу времени составит

Q_м = G·Q, (3.9)

Где G - производительность МНЛЗ, т/ч.

Q_м = (22,13·4) · 607 = 53732 МДж/ч

Интенсивность теплопередачи тепла в кристаллизаторе характеризуется величиной средней плотности теплового потока - g

g = к· (T_ж - Т_в), (3.10)

где: к - усредненный коэффициент теплопередачи, кВт/м²К;

Т_в - температура охлаждающей воды (Т_в = 293 К);

g = 0,8· (1763 - 293) = 1176 кВт/м².

Время пребывания слитка в ЗВО

ф₂ = H_эво/W, (3.11)

где: H_эво - протяженность ЗВО, Н = 14 м;

W - скорость вытягивания заготовки, W = 0,66 м/мин.

ф₂ = 14/0,66 = 21 мин.

Масса слитка в ЗВО

М_сл = H_эво·F·p_m, (3.12)

М_сл = 14· (0,25·0,3) ·7450 = 7822 кг = 7,8 т

Часовой расход воды в ЗВО

В_зво = (М_сл ·В^*_зво ·60)/ ф₂, (3.13)

где В^*_зво - удельный расход воды в ЗВО, В^*_зво = 0,9 м³/т.

В_зво = (7,8·0,9 ·60 )/21 = 20 м³/ч.

Определение коэффициентов теплоотдачи ЗВО

б_зво = б_вод + б_луч + б_конв, (3.14)

где: б_вод - коэффициент теплоотдачи за счет водяного охлаждения, Вт/м²·К;

б_луч - коэффициент теплоотдачи за счет излучения с поверхности слитка в окружающую среду, Вт/м²·К;

б_конв - коэффициент теплоотдачи конвекцией, Вт/м²·К.

б_вод = (Nu ·л) H_зво , (3.15)

где Nu - критерий Нуссельта;

Л - коэффициент теплопроводности воды, л = 0,66;

Re - критерий Рейнольдса.

Nu = Re^0,76 + 0,91·10^-5· (Re - 10⁴) ·Re, (3.16)

Re=(B_зво·H)/(3,6·10³·P·H_эво·г)=(20 · 14)/(3,6·10³·0,14·0,478·10^-6 )=116225

Nu = 116225^0,76 + 0,91·10^-5· (116225 - 10⁴) ·116225 = 119422

б_вод = 119422·0,66/14 = 5629 Вт/м²·К.

б_л = еС₀(Т²_пов + Т²_воз)·(Т_пов + Т_воз),(3.17)

где е - степень черноты слитка, е = 0,9;

С₀ - постоянная Больцмана, С₀ = 5,7·10^-8Вт/м²·К;

Т²_пов - температура поверхности слитка, К (1193 К);

Т²_воз - температура окружающей среды, (293 К);

б_л = 0,9 ·5,7·10^-8· (1193² - 293²) · (1193-293) = 69,68 Вт/м²К

б_к = 2,56 · (Т_пов - Т_воз)^1/2, (3.18)

б_к = 2,56 · (1193-293)^1/2 = 76,8 Вт/м²К.

Суммарный коэффициент теплоотдачи в ЗВО составит

б_зво = 5629 + 69,68 + 76,8 = 5775 Вт/м²К.

3.8 Расчёт водовоздушного охлаждения блюма

При водовоздушном охлаждении, выделяют несколько зон, отличающихся по механизму теплоотвода: зона орошения водой, зона натекания воды перед роликом, участок контактного охлаждения роликом, зона конвекции и излучения на воздухе.

Основные геометрические параметры зоны орошения:

h-расстояние от форсунки до блюма,

в- угол раскрытия факела,

b-расстояние от угла блюма до факела форсунки,

a-полуширина факела форсунки,

d-перекрытие факелов форсунок,

b-ширина блюма (на рисунке не показана).

Данные параметры связаны простейшими геометрическими соотношениями:

a=htg, (3.19)

d=Ka, (3.20)

здесь K-коффициент перекрытия, для ширины блюма.

Расстояние между форсунками при их симметричном расположении относительно оси блюма: 2a- h.

При расчёте установочных расстояний принимаем во внимание, что:

-углы блюма не должны переохлаждаться,

-необходимо стремится к равномерности охлаждения.

Первое условие определяет величину параметра b,второе - накладывает ограничения на коэффициент K.

Зададим такие параметры

d=200 мм, в=100, K=0,65.

a= d/ K=200/0,65=307,7мм.

h= a/ tg=307,7/ tg=258,6мм.

Расстояние между форсунками

2a- h=2·307,7-258,6=356,8 мм

3.9 Выбор и расчет мощности плазмотрона

На основании производственных данных, при разливке металла без какого-либо подогрева в промежуточном ковше установлено, что оптимальны следующие температурные условия перегрева:

-настроечная температура в промежуточном ковше на 30°С выше температуры ликвидуса;

-диапазон температур по отношению к настроечной в промежуточном ковше в пределах +15 и -10 °С;

- перегрев в сталеразливочном ковше выше настроечной температуры на 40 -- 45°С.

Однако в результате влияния на реальную температуру многих факторов (задержек при выплавке и разливке, эффективности работы покровного шлака в промежуточном ковше и др.) колебания температуры оказываются большими, и в конечном итоге пришли к выводу, что единственным выходом является динамический подогрев стали в промежуточном ковше. Только в этом случае оказалось возможным снизить настроечную температуру и подогревать сталь без опасения во всех непредвиденных случаях выйти за нижнюю критическую границу температурного диапазона.

С целью компенсации этих потерь выполним расчет мощности нагревателя для промковша емкостью 17 т четырехручьевой МНЛЗ, исходными данными для которого являлись:

- емкость промковша 17 т;

- емкость сталеразливочного ковша 100 т;

- продолжительность разливки 68 мин;

- скорость разливки (максимальная) 0,66 м/мин на четыре ручья;

- максимальная температура нагрева (для компенсации понижения температуры) -- 30 °С;

КПД передачи мощности от ПГК металлу -- 65% (значение КПД для плазмотронов постоянного тока применительно к ПК по данным различных источников составляет 65-80%; во избежание возможности занижения требуемой мощности принят КПД, равный 65%).

При расчете исходим из того, что на нагрев 1 т металла за 1 мин теоретически требуется мощность 14 кВт.

Исходя из этих данных для нагрева 100 т металла на 30 °С за 60 мин требуемая мощность системы нагревателя для промковша составит:

(14·30·100)/0,66/60 ? 1100 кВт

Источник питания должен обеспечивать максимальное напряжение холостого хода (для данного случая 200-250 в) и максимальную силу тока (до 12кА).

Исследование особенностей работы ПГК проводили на плавильных лабораторных и промышленных печах в условиях, близких к условиям нагрева металла в промковше [30]. В качестве плазмообразующего газа в основном использовали аргон. Было установлено, что энергетически наиболее выгодна работа на дугах длиной 70-150 мм (нижний предел определяется изменением уровня металлической ванны при продувке ее аргоном). Работа на более длинных (200-350 мм) дугах целесообразна только в начальный период нагрева после смены сталеразливочного или промежуточного ковша для прогрева футеровки.

Вольтамперная характеристика разряда ПГК практически горизонтальная -- рост напряжения с увеличением силы тока дуги составляет менее 1 В на 1000 А (в пределах величины силы тока, характерной для промковша не более 12 кА). Градиент напряжения в столбе разряда в процессе работы ПГК при использовании аргона с расходом до 10 м³/ч.

В качестве плазмообразующего газа можно использовать также азот (когда это допускается требованиями к качеству металла). В этом случае повышается экономичность и улучшаются энергетические характеристики нагрева.

Расход графитового катода диаметром 200 мм при силе тока до 12 кА не превышает 1,0 кг/ч, что примерно втрое ниже, чем для сплошного графитового электрода в условиях дуги постоянного тока, и практически на порядок меньше, чем при нагреве дугой переменного тока. Длительность работы такого катода до срабатывания -- не менее 25 ч.

Исследования показывают, что тепловой кпд при работе ПГК на короткой дуге оказался не ниже принятого в настоящем расчете.

Экспериментально установлено, что разряд постоянного тока при работе ПГК, так же как и при использовании сплошного электрода, в меньшей степени способствует активизации азота и поглощению его металлом, чем при использовании классического плазмотрона.

Результаты расчетов и данные экспериментов показали [30], что возможная величина науглероживания металла не может превышать 0,0003% для рассматриваемых условий даже при допущении поступления в металл всего расходуемого графита. Реально в металл при длине дуги 50-100 мм может перейти не более 10% расходуемого графита, т. е. величина возможного науглероживания 100 т жидкого металла не превысит 0,0003%. В пределах 5 мм поддерживается постоянство длины дуги. Таким образом, контроль уровня металла в промковше возможен с такой же точностью по перемещению штока электрододержателя.

Вероятность насыщения металла азотом, поступающим вместе с аргоном (чистота аргона 99,9%), ничтожно мала -- оно измеряется стотысячными долями процента. Возможность регулирования температуры металла, поступающего в кристаллизатор, в пределах ± 4 °С подтверждена экспериментально.[30]

Приведенные результаты исследований подтверждают обоснованность выбора ПГК в качестве оптимального варианта для нагрева металла в промковше.

литье ковш кристаллизатор плазмотрон

Глава 4. Специальная часть

4.1 Классификация, определения и механизм образования характерных дефектов непрерывнолитой стали

Дефекты стальных слитков могут классифицироваться по ряду параметров:

-- по причине возникновения дефекты делятся на естественные, т. е. неизбежные, определяемые механизмом затвердевания слитка, и технологические, возникающие по причине несовершенства или нарушения технологии выплавки, внепечной обработки и разливки стали;

-- по возможности исправления дефекты делятся на исправимые и неисправимые (брак);

-- по расположению в слитке дефекты делятся на поверхностные и внутренние.

Различают также дефекты формы, характеризующие искажения геометрии поперечного и продольного сечения слитка, и дефекты структуры, характеризующие отклонения макро- и микроструктуры слитка от требований нормативов.

К поверхностным дефектам непрерывнолитой заготовки относятся: заливина, плена (заворот корки), пояс, складки, газовая шероховатость (подкорковые газовые пузыри, выходящие на поверхность), загрязнения (скопления неметаллических или шлаковых включений) и поверхностные трещины.

К внутренним дефектам относятся: осевая пористость, подкорковая пористость, усадочная раковина, неметаллические включения, внутренние трещины и ликвация - осевая, внецентренная полосчатая, ликвационный квадрат, точечная неоднородность и прочие.

Трещины

Повехностные трещины - протяженные плоскостные несплошности, выходящие на поверхность слитка.

Внутренние (закрытые) трещины - разрывы металла в теле слитка под воздействием термических, ликвационных и усадочных напряжений при кристаллизации охлаждении слитка.

Трещины классифицируют по происхождению (причинам образования), характеру распространения, месту расположения и геометрии.

По причинам образования различают:

-- горячие трещины (кристаллизационные трещины) усадочного происхождения, образующиеся в период кристаллизации слитка;

-- холодные трещины, образующиеся вследствие внутренних напряжений или механического воздействия.

По месту расположения в слитке и геометрии различают трещины продольные и поперечные.

В зависимости от температурного интервала образования и вида излома трещины, согласно классификации, подразделяются на холодные и горячие. Холодные, так называемые невидимые, возникают под действием упругих напряжений, а горячие - при таких высоких температурах, когда величина этих напряжений незначительна и решающую роль играет пластическая деформация. Холодные трещины характеризуются внутрикристаллическим изломом, а горячие -- межкристаллитным с обезуглероженными поверхностями. Эта классификация имеет некоторые недостатки. Например, межкристаллитный излом возникает часто и при низких температурах, тем не менее понятие горячих трещин, часто называемых также кристаллизационными, общепризнанно. Поскольку в литературе встречаются разные названия одного и того же вида трещин, полезно привести параллельные.

Все трещины, возникающие в непрерывнолитой заготовке (рисунок 4.1), разделяют на поверхностные и внутренние. Поверхностные трещины -- это продольные по середине (или около середины; по центру грани, midface) широких граней и продольные угловые; поперечные по центру грани и поперечные угловые; паукообразные (звездообразные); сетчатые. Внутренние трещины - это перпендикулярные широким граням; внеосевые (промежуточные, трехточечные,), гнездообразные; осевые; диагональные (угловые, трещины искажений); трещины выпрямления/изгиба, инициируемые сдавливанием роликов.

Иногда осевые внутренние трещины, имеющие в поперечном сечении сляба вид нескольких лучей, исходящих из одного центра, также называют звездообразными.

Рисунок 4.1 - Трещины в непрерывнолитой заготовке: внутренние: 1 - перпендикулярные широкой грани; 1a - внеосевые (промежуточные, midway); 1б - гнездообразные; 2 - перпендикулярные узкой грани, трехточечные; 3 - центральные (осевые); 4 - угловые (диагональные); 5 - изгиба/распрямления (промежуточные); 6 - инициируемые роликами (промежуточные); поверхностные: 7 - продольные по центру грани; 8 - продольные угловые; 9 - поперечные по центру грани; 10 - поперечные угловые; 11 - паукообразные (звездообразные); 12 - сетчатые.

Все типы трещин классифицируются по расположению в теле слитка и по температурной области образования. По первому признаку разделяют внутренние и поверхностные трещины, по второму - трещины высоко- (околосолидусные температуры), средне- (700 - 1200°С) и низкотемпературной (ниже 600°С) областей. Трещины высокотемпературной области, кристаллизационные, проходят главным образом по междендритным пространствам и образуются в эффективном интервале кристаллизации. С этим интервалом обычно связывают температурный интервал хрупкости (ТИХ) -- минимальной пластичности кристаллизующегося расплава. Большинство источников связывает возрастание хрупкости стали в температурном интервале 1200 °С - Т_ликв с повышенными напряжениями, связанными с перетектическими превращениями и выделением на границах зерен концентраторов напряжений - карбидов и нитридов легирующих элементов и Al₂O₃.

Например, возрастание хрупкости с понижением скорости охлаждения связано с образованием большего числа нитридов. С увеличением содержания титана температура ХВП (хрупко-вязкого перехода) существенно повышается. При содержании ниобия ~0,18 % температура перехода имеет низкое значение, дальнейшее увеличение содержания ниобия вызывает ее повышение. Выделение нитридов (Cr₂N, Cr₂Nb₂N₂ и TiN) и оксидов (А1₂О₃) сильно повышает температуру ХВП ферритной стали, инициируя возникновение хрупкой трещины.

Среди малоуглеродистых сталей (до 0,2% С) наиболее широкий интервал хрупкости имеют стали перитектического состава (0,16-0,18 % С), и практика непрерывного литья показала их особенно сильную трещиночувствительность.

Для зависимостей механических свойств и ТИХ характерны усиление хрупкости (уменьшение относительных сужения и удлинения) при увеличении скорости деформации (вытягивания) и одновременно упрочнение стали. Так, при уменьшении скорости деформации с 5 до 0,05 см/мин общее удлинение возрастает в 4 раза, а при 0,01 см/мин хрупкого разрушения вообще не зарегистрировано.

Аналогично влияет на пластичность скорость охлаждения: с ростом интенсивности охлаждения нижняя температура ТИХ снижается, а всякое увеличение ширины интервала ТИХ приводит к увеличению количества трещин.

Большое влияние на размер интервала хрупкости оказывают легирующие элементы и примеси стали. Положительно сказывается содержание марганца в сталях с > 0,13 % С. При [Mn]/[S] = 209-363 интервал сужается и приближается к солидусу, что свидетельствует о существенном влиянии серы на горячую пластичность. Заметное влияние на нижний предел ТИХ при затвердевании оказывают фосфор, мышьяк и медь. Увеличение содержания фосфора с 0,02 до 0,05 % снижает температурную границу ТИХ на 60 °С. В целом присутствие любых элементов в стали, понижающих температуру солидуса, повышает трещиночувствительность.

Продольные трещины относятся к внешним, имеют направленность вдоль слитка и располагаются произвольно по его ширине. Длина трещин может изменяться от нескольких десятков миллиметров до нескольких метров, а глубина достигать 40 мм. Внутренняя полость окислена, и линия трещин проходит по междендритным пространствам.

В вершине трещин, как правило, металлографическими методами обнаруживают строчечные или пленочные включения сульфидов. В многочисленных исследованиях выявлены условия их образования: нарушение тепловой работы кристаллизатора; износ и задиры на его поверхности и нарушение геометрии; неудовлетворительная работа шлакообразующей смеси; неравномерный подвод металла в кристаллизатор; большое содержание серы, фосфора и других вредных примесей; высокая температура разливаемой стали; неудовлетворительная выставка кристаллизатора относительно поддерживающей системы.

Однако относительно влияния скорости разливки у исследователей нет единого мнения. Так, считается, что увеличение скорости разливки приводит к усилению развития продольных трещин. Вместе с тем имеются сведения о том, что при использовании маловязкой шлакообразующей смеси и скорости разливки более 1,5 м/мин наблюдается подавление образования продольных трещин.

Поперечные трещины, также внешние, располагаются по впадинам складок; их глубина может колебаться от 1 до 15 мм. В приповерхностном слое трещины пересекают оси дендритов, а далее, в глубь слитка, располагаются по границам аустенитных зерен. Как правило, складки с трещинами в своих впадинах имеют ликвационные лунки. В них отмечается увеличение в 1,5 раза содержания перлита и семикратное содержание сульфидов, Многие авторы считают, что первопричина образования таких трещин -- низкий уровень механических свойств стали при околосолидусной температуре.

Гнездообразные трещины относятся к внутренним. Относительно них выработалось устойчивое мнение о прямой зависимости степени их развития от скорости разливки. Они располагаются на расстоянии 30 - 40 мм от поверхности слитка, и, прорастая в глубь слитка, они могут достигать осевой зоны. Направление роста трещин перпендикулярно поверхности слитка. Полости трещин заполнены ликватами, в результате чего легко выявляются на серных отпечатках. Гнездообразные трещины особенно отрицательно сказываются на свойствах металла.

Существует мнение, что трещины образуются в ТИХ у фронта кристаллизации, когда под действием ферростатического давления движущаяся оболочка слитка совершает периодические прогибы при прохождении поддерживающей системы. При этом на фронте кристаллизации возникают растягивающие деформации, которые могут превышать предел прочности металла при околосолидусных температурах.

Естественно, что увеличение скорости разливки сопровождается ростом скорости деформации. Поэтому, как было показано в анализе высокотемпературных механических свойств, это способствует охрупчиванию стали. Известны и другие факторы: нарушение состояния роликовой проводки; увеличение ширины отливаемого слитка; высокий перегрев Сталин резкие остановки слитка.

Степень развития гнездообразных трещин в значительной мере зависит от химического состава стали. Наиболее сильное отрицательное влияние при повышенных скоростях разливки оказывает сера.

Присутствие марганца несколько ослабляет вредное действие серы при [Mn]/[S] более 30. Таким образом, уменьшение содержания серы в стали считается одной из основных мер борьбы с гнездообразными трещинами. В том же направлении действует и укорочение шага роликов. Однако изменение шага роликов на действующих МНЛЗ связано с большими капитальными затратами. Наиболее легко осуществимая и эффективная мера -- повышение интенсивности охлаждения поверхности слитка.

Осевые трещины ("расслой") внутренние. Располагаясь вдоль большой оси поперечного сечения сляба по линии осевой ликвации, они вызывают большую опасность. На серных отпечатках поперечных темплетов они выглядят, как непрерывная несплошность. Ширина раскрытия трещин может достигать 3-4 мм. Причиной их образования служат напряжения между внутренней и внешней частями сляба, возникающие при определенных условиях разливки, когда внутренняя зона, охлаждаясь, сокращается в объеме.

Очагами начала образования трещин служат неметаллические включения и несовершенства структуры.

Образование трещин среднетемпературной области (700 - 1200 °С) исследователи связывают с температурным интервалом пониженной пластичности в области 700 - 1200 °С у большинства сталей. Температурную область охрупчивания разделяют на два интервала; 700 - 900 и 800 -1200 °С с разными механизмами охрупчивания.

Для всего интервала 700 - 1200 °С характерно резкое снижение относительного сужения, усиливающееся с уменьшением скорости деформации. Причины охрупчивания объясняются динамическим выделением по границам аустенитного зерна избыточных фаз и неметаллических включений. Охрупчивание в интервале 800 -1200 °С наиболее четко выражено у малоуглеродистых сталей с низким содержанием марганца. Природа разрушения стали с низкой пластичностью в этом интервале остается неясной. Проведение вакуумирования устраняется этот эффект.

Интервал 800 - 1200 °С совпадает с температурными районами хрупкости, вызванной диффузией по границам аустенитных зерен легкоплавких и более инертных, чем железо, элементов (Ni, Sn, Sb и особенно Сu) и появлением на границах жидких пленок.

Трещины, образующиеся в области 700 - 1200°С, разделяют на сетчатые и паукообразные. Трещины этих типов принято относить к внешним трещинам. Сетчатые трещины представляют собой сетку тонких взаимопересекающихся извилистых трещин глубиной до 25 мм. Они выявляются только после огневой зачистки или глубокого травления. Некоторые из них не имеют выхода на поверхность и залегают на глубине 8 - 10 мм от поверхности. Трещины, выходящие на поверхность в своей полости, не содержат частиц меди, а подповерхностные в отличие от гнездообразных не содержат ликватов. Основные причины возникновения сетчатых трещин связывают с условиями вторичного охлаждения и температурой поверхности слитка перед разгибом.

В связи с этим принимают температуру в зоне разгиба выше или ниже этого интервала хрупкости. Существует мнение, что образованию сетчатых трещин способствуют фазовые превращения. В этом случае стараются избегать охлаждения поверхности до температур фазовых превращений. Уровень развития сетчатых трещин коррелирует со скоростью разливки. Обычно при ее увеличении более 1,0 м/мин количество сетчатых трещин на поверхности слитка сокращается. При этом особый эффект дает использование "мягкого" водовоздушного охлаждения.

Паукообразные трещины обычно располагаются на поверхности слитка отдельными очагами диаметром до 30 мм. Относительно их глубины нет единого мнения. Одни считают, что паукообразные трещины могут достигать глубины 15 - 18 мм, другие глубокие трещины относят к сетчатым, указывая, что паукообразные трещины имеют глубину не более 5 мм. Паукообразные трещины ветвятся из одной точки в нескольких направлениях и располагаются по границам аустенитного зерна. Главная особенность паукообразных трещин -- обязательное присутствие меди в их полости. Поэтому считают, что они образуются при контакте слитка с рабочей поверхностью кристаллизатора за счет механического захвата меди, проникновения ее по границам зерен.

Известны технологические факторы, способствующие образованию трещин: низкая скорость разливки; неравномерность по периметру кристаллизатора шлакового гарнисажа; нарушение геометрии кристаллизатора; повышенный износ его рабочей поверхности. Следует также отметить, что такие трещины наиболее часто возникают при разливке на новых кристаллизаторах в период их приработки. Обычно устранения паукообразных трещин добиваются подбором шлакообразующих смесей, увеличением скорости разбивки, Паукообразные трещины практически не возникают при использовании бронзовых кристаллизаторов или медных с плакированием рабочей поверхности (хромом, никелем и т.п.).

Ликвация

Ликвация - дефект, проявляющийся в виде скопления вредных примесей и неравномерности распределения химических элементов по сечению слитка. Ликвация может сопровождаться пористостью и рыхлостью литого металла. Дефект образуется при кристаллизации жидкой стали под воздействием термических и кинематических параметров. Ликвация представляет собой неоднородность стали и сплавов по составу, образующуюся при их затвердевании. Ликвацией называется также процесс создания такой неоднородности. Различают дендритную и зональную ликвации. Дендритная ликвация - неоднородность по составу осей и межосных участков в объеме дендрита. Зональная ликвация - неоднородность по составу различных зон слитков.

Дефект выявляется на макрошлифах и методом серных отпечатков. Вытравливается макроструктура сложного дендритного строения, в которой оси дендритов выглядят светлыми, а межосные участки имеют вид темных промежутков.

Причина дендритной ликвации - затвердевание сталей и сплавов в некотором интервале температур. В начале затвердевания образуются оси первого порядка, обогащенные компонентами, имеющими более высокую температуру затвердевания, затем (по мере понижения температуры и изменения состава расплава) перпендикулярно к первичным осям образуются оси второго порядка и далее ответвляются оси более высоких порядков. В период кристаллизации в участках, расположенных между осями дендритов, находится жидкость, обогащенная легкоплавкими примесями. Жидкие участки затвердевают последними, часто с выделениями избыточных фаз или эвтектик.

Установлены следующие характерные особенности дендритного роста кристаллов:

а) дендриты растут осями первого порядка в сторону, противоположную направлению теплоотвода, затем по мере затруднения в росте осей первого порядка образуются оси второго и высших порядков;

6) оси дендрита имеют определенное кристаллографическое направление;

в) состав осей отличается от состава жидкого металла тем больше, чем медленнее идет кристаллизация;

г) ветвление дендрита происходит через определенные промежутки времени, которые зависят от состава и условий кристаллизации сплава; частота ветвления тем выше, чем выше порядок ветвей;

д) межосные участки затвердевают последними и отличаются от осей дендритов большей плотностью дефектов структуры и кристаллографической ориентировкой. На шлифах межосные участки занимают 20-30% площади шлифа в зоне столбчатых кристаллов и 15-20 % в осевой зоне слитков.

При кристаллизации слитков в поверхностном слое металла образуются очень мелкие оси дендритов, состав которых почти не отличается от состава межосных участков. За этим слоем затвердевает зона столбчатых кристаллитов, в которых преобладает направление дендритных осей 1-го порядка от стенок изложницы к оси слитка, т. е. в направлении, обратном теплоотводу. В осевой зоне слитков кристаллизуются равноосные кристаллиты с дендритными осями произвольного направления.

Формирование осей дендритов первого порядка при направленном теплоотводе приводит к обогащению расплава легкоплавкими примесями,

вследствие чего в конце зоны столбчатых кристаллов, где развиты оси первого порядка, накапливаются примеси (сера, углерод, кислород, фосфор). Таким образом создается зональная ликвация.

Точечная неоднородность представляет собой локальные скопления сульфидов, нитридов, оксидов и карбидов, образующиеся при кристаллизации стали вследствие дендритной и отчасти зональной ликвации примесей (С, S, N, О, Р и др.).

Свое название дефект получил по внешнему виду на поперечных травленых макрошлифах деформированного металла, где он выявляется в виде темных пятен (точек), травящихся более интенсивно по сравнению с остальной поверхностью макрошлифа. Располагается точечная неоднородность в средней части сечения заготовок, преимущественно в конце зоны столбчатых кристаллов и в начале зоны равноосных кристаллов.

В продольных разрезах слитков точечная неоднородность имеет вид ликвационных полосок, направленных под небольшим углом к оси слитка и называемых внеосевой неоднородностью. В полосах внеосевой неоднородности и точках неоднородности расположены скопления примесей (сульфиды, оксиды - пленочные и скопления, фосфиды, карбиды, нитриды и другие фазы) - рисунок 70. Степень развития точечной неоднородности оценивают по шкалам ГОСТ 10243-75.

Механизм образования шнуров внеосевой неоднородности состоит в том, что в слоях металла, обогащенных примесями вследствие зональной ликвации, развивается процесс дендритной ликвации, приводящий к локальным скоплениям примесей в межосных участках или на стыке кристаллитов. Эти участки, обогащенные кислородом, серой, азотом и углеродом, сохраняют жидкую консистенцию (маточный раствор) и тогда, когда металл вокруг них в основном затвердел. Формирование шнуров внеосевой неоднородности происходит в результате стекания или всплывания маточной жидкости по каналам, которые образуют усадочные поры или жидкие участки, расположенные один под другим.

Газовые пузыри

Газовые пузыри -- представляют собой полости (округлые, овальные или в виде каналов) в литом металле, образовавшиеся в результате выделения газов при кристаллизации. По расположению в слитках газовые пузыри могут быть:

1) внутренние, расположенные произвольно по объему слитка; при расположении группами в виде сот в зоне столбчатых кристаллов кипящей стали внутренние пузыри называются сотовыми. Поверхность внутренних пузырей гладкая, блестящая или матовая;

2) подкорковые, расположенные у поверхности слитков и представляющие собой тонкие извилистые каналы, часто выходящие на поверхность. Степень развития подкорковых пузырей оценивается по шкалам ГОСТ 10243-75.

Газовые пузыри в литом металле образуются вследствие выделения газов в период кристаллизации, поскольку их растворимость в твердом металле значительно меньше, чем в жидком. Пузыри газа, возникающие в объеме металла, всплывают или частично фиксируются в затвердевающем металле. Сотовые пузыри образуются в зоне столбчатых кристаллов, подкорковые пузыри-- в корковой зоне слитков, причем часто с выходом на поверхность.

Пузыри могут формироваться различными газами, а именно: оксидом углерода, азотом, водородом, монооксидом кремния, а также парами легкоплавких металлов. Наиболее распространенная причина возникновения пузырей -- высокая концентрация кислорода в жидкой металле, который, будучи в избытке на начальных стадиях затвердевания, образует с углеродом, растворенным в жидком металле, оксид углерода. В составе газов, выделяющихся при затвердевании кипящей стали, оксид углерода обычно составляет 70 -80%.

В пузырях, образующихся в спокойной стали, присутствуют также водород и азот. Возможно, что первоначально возникают пузыри оксида углерода, а затем образовавшаяся полость заполняется азотом и водородом, диффундирующими из прилегающих объемов твердой стали.

В стали, легированной азотом, пузыри образуются вследствие резкого снижения его растворимости при затвердевании, особенно если кристаллизация начинается с д-, а не с г-железа, так как д-железо растворяет азот в меньшей степени, чем г-железо. При этом в начале кристаллизации азот может бурно выделиться, что сопровождается ростом слитка (так называемая азотная рослость).

При контакте жидкого металла с влагой образуется водяной пар и происходит его диссоциация, в результате чего металл может насыщаться водородом и кислородом, что также приводит к образованию пузырей (в случае насыщения водородом может повышаться флокеночувствительность стали).

Загрязнение стенок пузырей неметаллической фазой (оксидами и силикатами) может быть результатом выделения кислорода из неравновесного раствора и образования его соединений с железом марганцем, кремнием на границе раздела металл--газовая среда; кроме того на эту границу может перемещаться взвесь жидких неметаллических включений.

Зоны, прилегающие к пузырям, по пути их движения обогащаются ликватами (серой, фосфором, кислородом) и неметаллическими включениями (сульфидами, оксидами, силикатами).

Неметаллические включения

Неметаллические включения -- содержащиеся в стали и отливках соединения металлов с неметаллами (О, S, N, Р, Н).

По происхождению различают эндогенные включения, образовавшиеся в результате химических реакций, протекающих в процессе обработки и охлаждения расплава и затвердевания отливки, и экзогенные включения, попадающие в расплав извне, например, в результате химической или механической эрозии огнеупоров кладки печей и ковшей, затягивания шлака и ШОС при разливке и т. д. По размерам различают микровключения и макровключения.

Микроскопические включения состоят в основном из продуктов раскисления стали и существенно влияют на усталостные и ударные свойства отливок.

Макровключения (шлаковые включения) как правило имеют экзогенное происхождение.

Количественную оценку загрязненности (индекс загрязненности) сталей неметаллическими включениями осуществляют по ГОСТ 1778-70 линейным методом (под микроскопом на нетравленых шлифах, для изготовления которых вырезают образцы).

По химическому составу включения делят на 2 группы -- простые и сложные.

Простые включения:

-- оксиды (FeO, CaO, SiO₂, А1₂О₃, МпО и др.);

-- сульфиды (MnS, FeS, CaS и др.);

-- нитриды (A1N, TiN, VN, ZrN и др.);

-- карбиды (Fe₃C, TiC, VC, Мо₂С и др.);

-- фосфиды (Fe₃P, Fe₂P и др.).

Сложные включения, состоящие из двух и более компонентов, например:

-- оксисульфиды СаО • CaS;

-- оксинитриды TiO • TiN;

-- карбонитриды TiC•TiN, VC•VN;

-- силикаты 2FeO•SiO, 2MnO•SiO₂;

-- оксисульфонитриды TiO₂•TiN•TiS;

-- алюмосиликаты nMnO•mSiO₂•pAl₂O₃.

Эндогенные включения по времени их образования делят на следующие группы:

-- первичные выделяются в процессе плавки стали и при ее раскислении;

-- вторичные, или докристаллизационные, выделяются из стали после конечного раскисления до температур кристаллизации;

-- третичные, или кристаллизационные, выделяются в процессе кристаллизации отливки;

-- четвертичные, или послекристаллизационные, выделяются уже в твердой отливке при ее охлаждении, когда резко снижается растворимость кислорода, азота и других примесей.

4.2 Методы предотвращения образования дефектов литой заготовки.

4.2.1 Промышленные испытания глуходонных погружных стаканов

Одним из технологических приёмов уменьшения размеров и количества неметаллических включений при непрерывной разливке стали, является оптимизация потоков металла в жидкой лунке формирующегося слитка.

Удельный импульс струи характеризует энергию, вносимую в кристаллизатор. С увеличением массовой скорости разливки и скорости истечения металла из отверстий величина удельного импульса растёт.

Основным критерием выбора конструкции стакана является сокращение удельного импульса, отнесённого к площади свободной поверхности кристаллизатора. Этого можно достичь, уменьшив скорость истечения металла из боковых отверстий за счёт увеличения площади.

Предлагаемые новые конструктивные решения погружных стаканов для разливки более широкого сортамента сталей базируются на проверенных практикой стаканах.

Исследовались пять типов погружных стаканов (Рисунок 4.2.).

Рисунок 4.2 - Погружные стаканы 1-5

В случае использования прямоточных стаканов 1-3 на зеркале металла в кристаллизаторе потоки направлены от центра к стенкам, при использовании стаканов с горизонтальными отверстиями - от стенок к центру (рисунок 4.3). В вертикальной плоскости в случае стаканов с вертикальными отверстиями по центру лунки распространяются нисходящие потоки, по периферии - восходящие, при стаканах с горизонтальными отверстиями картина обратная.

Глубина проникновения нисходящих потоков, т. е. потоков, скорость которых превышает скорость перемещения вниз основной массы жидкости, в большой степени зависит от конструкции стакана.

Максимальная скорость нисходящих потоков с повышением глубины погружения стаканов 1-3 не изменяется (5-8 см/с), стаканов 4 и 5 - уменьшается с 12 до 5 см/с.



Рисунок 4.3- Схемы потоков в жидкой лунке при использовании погружного стакана 1,4,5.

Таблица 4.1 - глубина проникновения потоков (l) при погружении стаканов (1-5) на 60 мм

Тип стакана	1	2	3	4	5
l,мм	700	710	800	400	300

Увеличение глубины погружения опытных стаканов всех типов приводит к уменьшению массовой скорости поступления шлаковых включений к фронту кристаллизации (рисунок 4.4). Причем наибольшее снижение характерно для стаканов с горизонтальными отверстиями, что связано с уменьшением скорости нисходящих потоков при заглубления.

Для промышленных испытаний выбрали погружной стакан с горизонтальными отверстиями, характеризующийся меньшей вероятностью

затягивания неметаллических включений в металл. Для исключения влияния температуры и потоков металла в промежуточном ковше, сравнение качественных характеристик проводили на симметричных относительно струи из сталеразливочного ковша ручьях. Качество металла оценивали при исследовании поперечных темплетов, отрезанных от обжатых заготовок, и излома «синих» проб. Определяли количество и размер неметаллических включений, в том числе недеформируемых.



Рисунок 4.4- Влияние глубины погружения (l) и типа стакана (1-5) на массовую скорость поступления шлаковых включений к стенкам жидкой лунки слитка.

Рисунок 4.5 - Влияние метода подвода металла в кристаллизатор (стаканы 1,4,5) на качество блюмов (индекс загрязнённости =(K*l)/S, где K-коэффициент; l-суммарная длина включений, превышающих 1мм; S-площадь излома).

В процессе непрерывной разливки применяли погружные стаканы трех типов с горизонтальными отверстиями. При использовании стаканов 4 и 5 выявили снижение загрязненности заготовок крупными неметаллическими включениями.

При этом конструкция стакана с разгрузочным отверстием является более технологичной из-за отсутствия заплесков металла на стенки кристаллизатора в начале разливки и улучшения условий запуска МНЛЗ.

На основании результатов исследования разработали и испытали способ подачи металла в кристаллизатор и погружной стакан, уменьшающий вредное воздействие нисходящего потока и облегчающий запуск машины. Кроме горизонтальных выпускных отверстий, в дне стакана выполнены несколько мелких. После запуска машины эти отверстия частично затвердевают, и подача металла в жидкую лунку слитка происходит преимущественно в горизонтальном направлении.

Рисунок 4.6 - Загрязнённость неметаллическими включениями блюмов опытных (а) и обычных (б) плавок: СФ-сульфиды; СЛП-силикаты пластинчатые; НФВ-недеформируемые включения.

Применение нового погружного стакана по сравнению с прямоточным уменьшает содержание в металле сульфидов и пластичных силикатов в 1,2--1,5 раза, количество недеформированных включений на 30%.

Глава 5. Экономика и организация производства

5.1 Технико-экономическое обоснование проекта

Задачей данного дипломного проекта является изыскание наиболее эффективных мероприятий по внедрению новой технологии разливки стали в ЭСПЦ-2 РУП “БМЗ” с целью повышения производительности МНЛЗ-3 и улучшения качества выпускаемых марок сталей.

При базовом варианте в техническую линию литья заготовок входит - четырехручьевая машина непрерывного литья, сталеразливочный ковш, промежуточный ковш, стаканы - дозаторы, стопора - моноблоки, кварцевые погружные стаканы.

Проектный вариант предусматривает некоторые изменения, а именно:

Замена кварцевых погружных стаканов на глуходонные для для защиты струи металла от вторичного окисления;

Установка рафинировочных перегородок в промежуточные ковши для рафинирования металла от неметаллических включений;

Установка плазменного нагревателя в промежуточный ковш для равномерного нагрева металла, недопущения зарастания стакана (предотвращение дефектов литой заготовки).

Внедрение предлагаемых реконструктивных мероприятий позволит увеличить производительность до ~ 600 тыс т/год за счет сокращения времени плавки и разливки стали. Повышение качества продукции приведет к увеличению рентабельности предприятия на рынке сбыта.

Производственная программа ЭСПЦ-2 РУП БМЗ составляется с учетом продукции, разрабатываемой в данном техническом проекте.

Периодичность и продолжительность ремонтов принимаются по нормативам, установленным системой технического обслуживания и ремонтов (ТО и П) оборудования.

Расчетная годовая производительность МНЛЗ определяются с учетом расчетов, приведенных в расчетной части дипломного проекта по формуле

Р = 1440 •n •М •Ф •ц₁/(nф₁+ф₂), (5.1)

где Р - пропускная способность для заданного профиля заготовки (производительность), т/год;

n - количество плавок в серии при разливке методом плавка на плавку; n = 6 ;

М - масса разливаемого металла, т; М = 100 т;

Ф - фонд времени работы МНЛЗ, сутки;

ц₁ - коэффициент, учитывающий степень загрузки оборудования; ц₁ = 0,85

ф₁ - время разливки стали из сталеразливочного ковша, мин; ф_1б = 81 мин, ф_1п = 68 мин;

ф₂ - пауза, время подготовки машины к приему плавки без изменения размеров заготовки, мин; ф₂ = 3 мин

Ф = 365 - [Т_к + Т_вп + Т_тр], (5.1.1)

где Т_к - продолжительность капитального ремонта МНЛЗ, сутки;

Т_вп - продолжительность планово-предупредительного ремонта, сутки; Т_вп = 10;

Т_тр - продолжительность текущих ремонтов, сутки; Т_тр = 5;

Р = 1440 •n •М • (365 - [Т_к + Т_вп + Т_тр]) •ц₁/(nф₁+ф₂), (5.1.2)

Рб = 1440 • 6 • 100 • (365-[15 + 10 + 5]) •0,85/(6 • 81 + 3) ? 503117 т/год.

Рп = 1440 • 6 • 100 • (365-[15 + 10 + 5]) •0,85/(6 • 68 + 3) ? 598600 т/год.

Расчетная производительность за фактические сутки определяется по формуле:

Р_расч = (24/ ф₁) • М (5.1.3)

Р_расчб = (24/1,35) • 100 = 1778 т/сут;

Р_расчп = (24/1,13) • 100 = 2123 т/сут.

Расчет количества оборудования, участвующего в технологическом процессе, проводится с помощью формулы:

, (5.2)

где W_p - расчетное количество оборудования, ед;

N- годовая производственная программа, т;

К_вн - коэффициент учитывающий выполнение норм времени, К_вн = 1ч1,3;

F_эф - эффективный годовой фонд времени работы единицы оборудования, час;

F_эф = 330 • 24 = 7920 час.

В данном случае время штучное - (время разливки одной плавки) составляет по базовому варианту - 81 мин; по проектному варианту - 68 мин.

W_pб = (5031•81) / (60 •1 • 7920) = 0,86

W_pп = (5986•68) / (60•1 •7920) = 0,86

Количество оборудования примем равным 1. В нашем случае одна МНЛЗ. Коэффициент загрузки

Кзб,п = 0,86/1 • 100 = 86 %

Капиталовложения в технологическое оборудование рассчитывается по формуле:

К_об = ?m_пр • Ц_j • К_д (5.3)

Где К_об - капиталовложения в технологическое оборудование, млн. руб.;

m_пр - принятое количество оборудования, шт. (m_{пр б,п} = 1);

Ц_j - цена единицы оборудования, руб. (по заводским данным стоимость МНЛЗ равна 650 млн. руб);

Стаканы - 60 млн руб.;

Промежуточный ковш с перегородкой - 40 млн руб;

Плазменный нагреватель - 150 млн руб;

К_д - коэффициент дополнительных затрат на транспортные расходы, устройство фундамента и монтаж оборудования равен 1,15)

К_об.б, = 1 • 650 • 1,15 = 747,5 млн руб.;

К_об.доп = 1 • (150+40+60) • 1,15 = 287,5 млн.руб.;

К_об.п = 747,5 + 287,5 = 1035 млн.руб.

Таблица 5.1 - Варианты технологических процессов изготовления литой заготовки данной номенклатуры

Наименование	Базовый вариант	Проектный вариант
Количество оборудования, шт	1 МНЛЗ	1 МНЛЗ
Производительность т/сут	1778	2123
Число часов работы в год	7920	7920
Масса разливаемого металла 1 плавки, т	100	100
Время разливки стали из сталеразливочного ковша, мин	81	68
Количество плавок в сутки	18	21
Годовая производственная программа,	503117	598600
Количество плавок в год, шт	5031	5986
Количество обслуживающего персонала, чел	93	93
Цена оборудования, млн. руб	747,5	1035

Таблица 5.2 - Затраты на основные и вспомогательные материалы

Наименование материала	Норма расхода на 1 т.	Цена 1 т. руб	?расх. на 1 т. руб	Год. потр. т	?затрат млн. руб
Базовый вариант
Металлошихта	1,13	380940	451985,3	568522,2	227401,49
Отходы	0,13	8555	1167,76	65405,21	587,52
Всего задано:	1	389495	408969,7	503117,0	205759,63
добавочные материалы	0,0119	162368	2028,79	5987,09	1020,72
электроды 610	0,00324	52682	179,22	1630,10	90,17
электроды 400	0,00028	38571	11,34	140,87	5,71
Вода оборотная	0,045	30000	1417,50	22640,27	713,17
кислород	0,0304	87408	2790,06	15294,76	1403,73
вода техническая	0,00084	32638	28,79	422,62	14,48
вспомогательные материалы	0,00225	103245	243,92	1132,01	122,72
огнеупоры	0,01311	215800	2970,59	6595,86	1494,56
Итого			871793,0		438613,89
Проектный вариант
металлошихта	1,13	380940	451985,31	568522,2	227401,4
отходы	0,13	8555	1167,76	65405,21	587,52
всего задано:	1	389495	408969,75	503117,0	205759,6
добавочные материалы	0,0119	162368	2028,79	5987,09	1020,72
электроды 610	0,0032	52682	177,01	1609,97	89,06
электроды 400	0,00028	38571	11,34	140,87	5,71
вода оборотная	0,045	30000	1417,50	22640,27	713,17
кислород	0,0304	87408	2790,06	15294,76	1403,73
вода техническая	0,00084	32638	28,79	422,62	14,48
вспомогательн.	0,00225	103245	243,92	1132,01	122,72
огнеупоры	0,012	215800	2719,08	6037,40	1368,02
Итого			871539,30		438486,24

Основной составляющей металлошихты является углеродистый и легированный металлолом. Металлошихта не должна быть промасленной и загрязненной нетокопроводящими предметами, мусором, примесями цветных металлов (медью, свинцом), взрывоопасными предметами и др.

Металлизированные окатыши используются в сталях с суженными пределами по хрому, никелю и меди, на которые предусмотрены нормы расхода окатышей. Ферросплавы должны иметь размер фракции от 10 до 80 мм, массовую долю влаги не более 1%. В качестве шлакообразующих материалов используются свежеобожженная известь и шпат.

5.2 Расчет годовых расходов на эксплуатацию оборудования

5.2.1 Расчет затрат на материалы

Затраты на основные материалы рассчитываются на 1 тонну стали с

учетом стоимости возвратных отходов по формуле:

С_м = q_mi • Ц_м • К_тз - q₀ • Ц₀ (5.4)

Где С_м - затраты на основные материалы, млн руб;

q_mi - норма расхода материала, кг/т;

Ц_м - оптовая цена материала, руб/кг;

К_тз - коэффициент транспортно - заготовительных расходов, К_тз = 1,05);

q₀ - количество реализуемого отхода материала, кг/т;

Ц₀ - цена отходов, руб/кг;

5.2.2 Расчет фонда заработной платы и отчислений на социальные нужды

Основная зарплата рабочих - повременщиков З_рп (руб) определяется по формуле:

З_рп = (1+К_пдс) • ?З_рi • Ч_спi • F_эф (5.5)

...