на укп в какой момент времени можно добавлять ферромарганец и феррохром
На укп в какой момент времени можно добавлять ферромарганец и феррохром
ГОСТ 24991-81*
(CT СЭВ 1967-79)
ГОСУДАРСТВЕННЫЙ СТАНДАРТ СОЮЗА ССР
ФЕРРОХРОМ, ФЕРРОСИЛИКОХРОМ, ФЕРРОСИЛИЦИЙ, ФЕРРОСИЛИКОМАРГАНЕЦ, ФЕРРОМАРГАНЕЦ
Методы отбора и подготовки проб для химического и физико-химического анализов
Feffochromium, ferrosilicochromium, ferrosilicon, ferrosilicomanganese, ferromanganese. Methods of sampling and sample preparation for chemical and physical-chemical analyses
Дата введения 1982-01-01
Постановлением Государственного комитета СССР по стандартам от 5 ноября 1981 г. N 4835 срок введения установлен с 01.01.82
ПРОВЕРЕН в 1985 г. Постановлением Госстандарта от 20.12.85 N 4648 срок действия продлен до 01.01.92**
*ПЕРЕИЗДАНИЕ (май 1987 г.) с Изменением N 1, утвержденным в декабре 1985 г. (ИУС 4-86).
Настоящий стандарт устанавливает методы отбора и подготовки проб для химического и физико-химического анализов феррохрома*, ферросиликохрома, ферросилиция, ферросиликомарганца и феррохрома азотированного брикетированного и ферромарганца. Общие требования к отбору и подготовке проб по ГОСТ 17260-80**.
Настоящий стандарт соответствует CT СЭВ 1967-79.
1. ПАРАМЕТРЫ ОПРОБОВАНИЯ
1.1. В зависимости от размера частиц (кусков) в ферросплаве масса точечной пробы должна соответствовать указанной в табл.1.
Наибольший размер
максимальной частицы (куска),мм
Минимальная масса точечной пробы, кг
(Измененная редакция, Изм. N 1).
1.2. Количество точечных проб в зависимости от массы опробуемого ферросплава должно соответствовать указанному в табл.2 и 2а.
Масса опробуемого ферросплава, т
Мини-
мальное коли-
чество точечных проб
Погрешность отбора проб 
, %
Масса опробуемого феррохрома азотированного, т
Минимальное количество точечных проб
Погрешность отбора проб 
, %
(Измененная редакция, Изм. N 1).
1.3. Для труднодробимого феррохрома количество отбираемых кусков должно соответствовать указанному в табл.3.
Масса опробуемого феррохрома, т
Минимальное количество кусков
Погрешность отбора проб, 
, % хрома
1.4. Для труднодробимого феррохрома масса точечной пробы, взятая от отобранного для контроля куска в виде стружки толщиной 0,1-0,2 мм, должна быть не менее 20 г.
2. ОТБОР ТОЧЕЧНЫХ ПРОБ
2.2. Для труднодробимого феррохрома отбор кусков соответствует отбору точечных проб.
Точечные пробы от кусков труднодробимого феррохрома должны быть отобраны одним из следующих методов.
Метод 1. Если верхнюю и нижнюю поверхности куска определить легко, то точечную пробу в виде стружки берут путем фрезерования, строгания или сверления по всей высоте куска от верхней поверхности до нижней, как показано на черт.1.
Метод 2. Если верхнюю и нижнюю поверхности куска определить легко, но толщина куска так велика, что точечную пробу трудно отобрать вышеуказанным способом, то сверление можно проводить перепендикулярно поверхности излома в четырех симметрично расположенных местах. При этом наружная кромка крайних отверстий должна находиться на расстоянии не более 5 мм от верхней и нижней поверхности куска, как показано на черт.2. Глубина отверстий должна быть одинакова.
Метод 3. Если верхнюю и нижнюю поверхности куска определить трудно, то точечную пробу отбирают на произвольно выбранном сечении куска, в произвольно выбранном месте.
2.3. Отобранные точечные пробы соединяют в объединенную пробу согласно требованиям ГОСТ 17260-80.
3. ПОДГОТОВКА ПРОБ К ИСПЫТАНИЮ
3.1. Для получения средней лабораторной пробы объединенную пробу измельчают до размера кусков, полностью проходящих через сетку N 10 по ГОСТ 3306-70, и сокращают в соответствии с требованиями табл.4.
3.2. Масса лабораторной пробы должна быть не менее 50 г. Количество лабораторных проб должно соответствовать указанному в ГОСТ 17260-80. Максимальный размер частиц в лабораторной пробе должен соответствовать указанному в стандартах на методы химического анализа ферросплавов.
3.3. Для подготовки средней лабораторной пробы из объединенной достаточно три-четыре стадии сокращения. Пример подготовки средней лабораторной пробы дан в справочном приложении 1.
Размер максимальной частицы в пробе, мм
Минимальная масса сокращенной пробы, кг
На укп в какой момент времени можно добавлять ферромарганец и феррохром
ГОСТ Р 57135-2016
(ИСО 4552-1:1987)
НАЦИОНАЛЬНЫЙ СТАНДАРТ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ
Методы отбора и подготовки проб для количественного химического анализа
Феррохром, ферросиликохром, ферросилиций, ферросиликомарганец, ферромарганец
Ferroalloys. Methods of sampling and sample preparation for quantitative chemical analysis. Part 1. Ferrochromium, ferrosilicochromium, ferrosilicon, ferrosilicomanganese, feromanganese
Дата введения 2017-08-01
1 ПОДГОТОВЛЕН Техническим комитетом по стандартизации ТК 008 «Ферросплавы» на основе собственного перевода на русский язык англоязычной версии стандарта, указанного в пункте 4, который выполнен ОАО НИИМ, ТК 008 «Ферросплавы»
2 ВНЕСЕН Техническим комитетом ТК 008 «Ферросплавы»
3 УТВЕРЖДЕН И ВВЕДЕН В ДЕЙСТВИЕ Приказом Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии от 10 октября 2016 г. N 1354-ст
* Доступ к международным и зарубежным документам, упомянутым в тексте, можно получить, обратившись в Службу поддержки пользователей.
Наименование настоящего стандарта изменено относительно наименования указанного международного стандарта для приведения в соответствие с ГОСТ Р 1.5-2001* (подраздел 3.5).
При применении настоящего стандарта рекомендуется использовать вместо ссылочных международных стандартов соответствующие им национальные стандарты Российской Федерации, сведения о которых приведены в дополнительном приложении ДБ
В настоящем стандарте пересчитаны нормы точности контроля показателей качества с учетом новых данных по точности методик количественного химического анализа по ГОСТ Р 54569, см. таблицу А.2. Добавлена таблица 2б (раздел 5), учитывающая, что количество значащих цифр в общей погрешности контроля не должно превышать количество значащих цифр во всех составляющих этой погрешности (отбора, подготовки и метода анализа), в частности, погрешности методик количественного химического анализа по ГОСТ Р 54569 всех контролируемых элементов имеют один знак после запятой. В таблице 2б все значения общей погрешности контроля округлены до одного знака после запятой и приведены другие значения количества точечных проб, данные других таблиц остались без изменений. Использование таблиц 2 или 2б обеспечивает одинаковую точность результата контроля.
Добавлен раздел «Термины и определения» с учетом введения ГОСТ Р 50724.2-94 (ИСО 8954-2-90) «Ферросплавы. Отбор и подготовка проб. Термины и определения».
В справочном приложении ДА приведены нормативы и нормы точности методики отбора, подготовки и анализа проб по ИСО 4552-1.
Международный стандарт ИСО 4552-1 был разработан Техническим комитетом ИСО/ТК 132 «Ферросплавы».
Потребителям следует отметить, что все международные стандарты подвергаются время от времени, пересмотру и, в связи с этим, ссылки следует делать на последние утвержденные издания международных стандартов.
1 Область применения
Настоящий стандарт устанавливает методы отбора и подготовки проб для контроля величины показателей качества поставок феррохрома, ферросиликохрома, ферросилиция, ферросиликомарганца, ферромарганца и феррохрома азотированного в брикетах.
Данный стандарт можно использовать только для контроля содержания элементов сплава, отнесенных к показателям качества по таблице 1. Методы контроля содержания остальных элементов сплава должны быть согласованы между поставщиком и потребителем.
2 Нормативные ссылки
В настоящем стандарте использованы нормативные ссылки на следующие стандарты*:
ГОСТ 3306-88 Сетки с квадратными ячейками из стальной рифленой проволоки. Технические условия
ГОСТ 17260-2009 (ИСО 3713:1987) Ферросплавы, хром и марганец металлические. Общие требования к отбору и подготовке проб
ГОСТ 28782-90 (ИСО 7373-87) Ферросплавы. Экспериментальные методы контроля точности сокращения проб
ГОСТ Р 50065-92 (ИСО 7087-84) Ферросплавы. Экспериментальные методы оценки вариации качества и методы контроля точности пробоотбора
ГОСТ Р 50724.1-94 (ИСО 8954-2-90) Ферросплавы. Материалы. Термины и определения
ГОСТ Р 50724.2-94 (ИСО 8954-1-90) Ферросплавы. Отбор и подготовка проб. Термины и определения
ГОСТ Р 54569-2011 Чугун, сталь, ферросплавы, хром и марганец металлические. Нормы точности количественного химического анализа
3 Термины и определения
В настоящем стандарте применены термины по ГОСТ Р 50724.1, ГОСТ Р 50724.2.
4 Общие положения
4.1 Определения, общие требования к отбору и подготовке проб, инструменты и оборудование
4.2 Показатели качества для установления погрешности
Технология доменного ферромарганца
По химическому составу доменный ферромарганец должен удовлетворять требованиям, приведенным в табл. 11.1.
В мировой практике высокоуглеродистый ферромарганец выплавляют в основном в электропечах бесфлюсовым методом. В СССР в 60-х годах с целью изменения структуры производимых ферросплавов предусматривалось к 1980 г. прекратить производство ферромарганца в доменных печах как экономически менее выгодное по сравнению с электропечным. Однако в 80-е годы производство ферромарганца в доменных печах было сохранено примерно в таком же объеме, как и в 70-е годы (табл. 11.2).
В связи с распадом СССР и переходом промышленности к рыночной экономике объем и структура производимых марганцевых ферросплавов существенно изменились, что следует из данных табл. 11.3.
Производительность одной доменной печи объемом
1000 м 3 равна производительности трех электропечей мощностью 27 МВ • А каждая. На трех металлургических заводах Украины (Коммунарском (А), Константиновском (Б) и Новокраматорском (В), на Косогорском металлургическом заводе (Россия)) в доменных печах выплавляли
350 тыс. т ферромарганца (табл. 11.4).
Введенный в эксплуатацию на НЗФ цех получения высокоуглеродистого ферромарганца флюсовым методом в основном специализируется на выплавке силикомарганца, а производство ферромарганца в нем составляет 220 тыс. т. Около 100 тыс. т ферромарганца может производиться бесфлюсовым способом на Зестафонском заводе ферросплавов.
В качестве основных исходных материалов в доменных цехах на всех заводах до 80-х годов применяли никопольские оксидные марганцевые концентраты, содержащие в среднем 44,3 % Mn, кокс, флюс и смесь известняка обычного и доломитизированного, С целью придания шлаку необходимых свойств в шихту присаживали плавиковый шпат в количестве 20—35 кг на 1 т сплава. Основные технико-экономические показатели выплавки ферромарганца в доменной печи объемом 1033 м 3 и качество сплава по содержанию фосфора приведены в табл. 11.5.
Более полное извлечение марганца в сплав достигается благодаря повышению основности шлака и, следовательно, температуры процесса, хотя при этом создаются условия и для роста содержания кремния. С увеличением содержания кремния в сплаве ближе к верхнему пределу улучшаются все показатели выплавки ферромарганца. Чем выше температура, тем благоприятнее условия для восстановления марганца и кремния из шлака. Конечное содержание MnO в шлаке определяется реакцией
2 (MnO) + [Si] = 2 [Mn] + ( SiO2),
но равновесие ее не достигается. Рекомендовалось дальнейшее повышение основности (CaO) + (MgO)/(SiO2) до 1,95—2,05 при содержании 10—12 % MgO, обязательном увеличении концентрации фтора до 0,7—1 % и температуры дутья до 1200 °С.
Однако в литературе ограничены сведения о влиянии серы на свойства шлаков ферромарганца. В связи с высоким удельным расходом кокса, содержание серы в котором составляет 1,5—1,8 %, и низкой растворимостью серы в высокоуглеродистом ферромарганце и других марганцевых ферросплавах концентрация ее в шлаках достигает 2,5-3 %. Вследствие меньшего расхода кокса в электропечах (420—450 кг/т ферромарганца) содержание серы в шлаках электротермического ферромарганца не превышает 0,4—0,6 %, что затрудняет ведение процесса в электропечах на шлаках высокой основности. Учитывая разжижающее действие серы при оптимальном ее содержании в шлаке, нами предложен выбор оптимального состава шлака ферромарганца при выплавке его как в доменных, так и в электрических печах с учетом содержания в нем серы и сульфатов.
Статистической обработкой данных установлено, что нагрев дутья на каждые 100 °С экономит 95—125 кг кокса и 10 кг марганца. Обогащение дутья кислородом на 1 % повышает температуру в горне и снижает расход марганца на 1,3 %. Повышение технико-экономических показателей выплавки ферромарганца обусловлено тем, что в сравнении с периодом до 1978 г. в анализируемый пятилетний период технологический кислород подавали частично вместе с воздухом через воздуходувку, а частично его вдували через установленные в зоне заплечиков фурмы-интенсификаторы. Повышению извлечения марганца из шихты в товарный ферромарганец способствует изменение следующих факторов:
Из данных материального баланса выплавки ферромарганца (табл. 11.6) видно, что полезное использование марганца составляет 71,53 %, а потери марганца со шлаком в виде оксидов 7,43 % и в виде сплава с нижним шлаком 1,59 %. Угар марганца оценен в 8,3 %.
Мартынов В. И. и другие провели на Косогорском металлургическом заводе (КосМЗ) в доменной печи объемом 408 м 3 сравнительные опыты по выплавке ферромарганца с использованием в рудной части шихты, состоящей из оксидных концентратов доли карбонатного концентрата. Концентраты имели химический состав, приведенный в табл. 11.7.
Анализ данных, обобщенных в табл. 11.8, позволил заключить, что при использовании карбонатного концентрата допустимое его количество составляет 20 %, что обеспечило повышение производительности печи (на 4 т/сут), хотя увеличились содержание фосфора и удельный расход кокса. Повышенный расход кокса связывают с более высокой реакционной способностью донецкого кокса по сравнению, например, с череповецким. Для обеспечения снижения удельного расхода кокса при использовании карбонатного концентрата проведены сравнительные опытные кампании выплавки в доменной печи с использованием в смеси концентратов 20 % карбонатного концентрата, а в смеси восстановителей — 55,58 % череповецкого кокса. Анализ данных табл. 11.9 показывает, что при использовании 494 кг карбонатного концентрата на 1 т сплава производительность доменной печи повысилась на 30 т/сут (или на 6,43 %), снизились удельные расходы на 1 т ферромарганца, кокса на 25 кг, флюса па 204 кг. Извлечение марганца повысилось от 74,3 % (при базовом варианте шихты) до 80,12 % (при опытной шихте).
Следует обратить внимание на несколько более высокое извлечение марганца при выплавке ферромарганца в доменной печи в сравнении с действующей технологией получения этого сплава в электропечах. Общеизвестно, что для более полного восстановления марганца из шихты как в доменных печах, так и ферросплавных электропечах необходимы высокая температура, повышенная основность шлака и его технологичность, возможно меньшая кратность шлака, зависящая от количества кремнезема в концентратах, и др. Отмеченные причины (параметры технологии выплавки ферромарганца) взаимосвязаны. Для достижения высокой температуры необходим больший расход кокса, повышенные температура дутья и основность шлака, которая в доменном процессе выплавки ферромарганца составляет (CaO)/(SiO2) = 1,24 и (CaO + MgO)/(SiO2) = 1,84. С повышением основности шлака растет аMnO, снижается аSiO2, создающая условия для более полного восстановления и перехода марганца в ферромарганец. Высокая шахта доменной печи способствует конденсации испаряющегося в зонах высоких температур восстановленного марганца, что уменьшает потери его в улет в сравнении с низкошахтными ферросплавными электропечами. Наши опыты по организации выплавки ферромарганца в электропечах РПЗ-63 на шлаках высокой основности не имели успеха, так как при повышенной основности (CaO + MgO)/(SiO2) = 1,4—1,6 и пониженном содержании (MnO) шлаки были нетехнологичны из-за высокой вязкости. Анализ данных позволил заключить, что одной из причин плохой технологичности электропечного шлака является низкое содержание в нем серы, которое составляло 0,5 % против 3,0—3,5 % в шлаке доменной плавки ферромарганца. Большой удельный расход кокса 1750—1850 кг/т ферромарганца в доменной печи при содержании серы в коксе 1,0—1,8 % способствует более высокой концентрации серы в шлаке при увеличении его жидкотекучести.
Как показано нашими опытами, при выплавке ферромарганца в электропечах введение в шихту серосодержащих добавок (пирита, углепирита) для достижения содержания серы в шлаке 2—3 % обеспечивает высокое извлечение марганца (80—82 %).
При выплавке ферромарганца в доменных печах актуальной задачей является снижение поступления с шихтой оксидов Na2O и K2O. Проведенные на КосМЗ В. Г. Воскобойниковым, В. И. Варавой исследования показали, что при выплавке ферромарганца с использованием никопольских оксидных марганцевых концентратов на 1 т ферромарганца поступает с концентратом и коксом 40,35 кг оксидов Na2O + K2O (или 100 %) против 9,45 кг на 1 т при выплавке литейного чугуна. Причем при выплавке ферромарганца основными поставщиками Na2O и K2O являются марганцевые концентраты (оксидный +20 % карбонатный) — 74,2 %, кокс — 22,4 %, известняк — 3,4 %. Материальный баланс щелочей показал, что со шлаком ферромарганца уходит 9,9 %, с колошниковой уловленной пылью 15,5 %, со шламом 18,0 %, переходит в воду оборотного цикла газоочистки 53,6 %. Из представленных на рис. 11.2 данных следует, что с повышением основности шлака снижается содержание Na2O и K2O в нем, что увеличивает количество циркулирующих оксидов Na2O и K2O в шахте доменной печи (рис. 11.3). Циркулирующие в доменной печи щелочи оказывают сильное разрушающее воздействие на кокс и вызывают его перерасход.
Как известно, марганцевые руды имеют в своем составе Na2O и K2O, входящие в состав различных минералов как рудных, так и пустой породы. В процессе обогащения руды используют натрийсодержащие реагенты, что и повышает и без того высокое содержание Na2O в концентратах. В этом отношении более подходящими являются карбонатные марганцевые концентраты, которые имеют в своем составе меньшее количество Na2O и K2O. Однако из-за более высокого содержания в них фосфора доля их в шихте доменной плавки ферромарганца не должна превышать 20 %.
Одним из главных направлений совершенствования технологии выплавки ферромарганца в доменных печах является замена сырых мелких концентратов на высокоофлюсованный марганцевый агломерат, технология которого разработана ДМетИ, УкрНИИспецсталью и НЗФ, освоена на НЗФ и рекомендована для внедрения в доменном производстве ферромарганца.
В случае использования кускового марганцезого карбонатного концентрата его следует обжигать при температурах, устраняющих быстрое растрескивание и измельчение при транспортировке и в шахте печи. По данным ВНИИМТ, в процессе обжига карбонатного марганцевого концентрата месторождения Оброчище (НРБ) большая часть карбонатов диссоциирует в интервале 430—700 °С, убыль массы в диапазоне 700—800 °С составляет всего 0,5—1,4 %, а при 800—900 °С 1,2—0,8 %. Обжиг этого концентрата в печи кипящего слоя с площадью газораспределительной решетки 0,30×0,74 м в окислительной (5,5 % O2) и слабовосстановительной (6,4 % СО) атмосферах подтвердил высокую степень (92,4 и 93,1 % соответственно) его разложения.
При сравнении эффективности выплавки ферромарганца в шахтной печи принимали во внимание следующие данные: для выплавки 1 т ферромарганца в электропечи расходуется 2400 кВт • ч электроэнергии и 360 кг кокса, а в шахтной печи 200 кВт • ч и 1500 кг сооветственно. Положительное влияние влажности марганцевого агломерата на температуру колошниковых газов в электропечах и необходимость оптимизации ее в шихте были убедительно показаны.
Научные поиски в разработке новых технологических процессов получения ферромарганца продолжаются во всем мире. Японские исследователи в лабораторной индукционной печи (загрузка 70 кг) и конвертере с верхним и нижним дутьем (загрузка 600 кг) отрабатывают технологии восстановительной плавки агломерированной марганцевой руды в ванне с перемешиванием. Показано, что изменение содержания марганца в шлаке описывается уравнением первого порядка. Степень извлечения марганца зависит от состава шлака, температуры, количества кокса и содержания марганца в металле. Нижнее дутье ускоряет пылеобразование. Верхнее кислородное дутье должно осуществляться с невысокой скоростью над слоем шлака, чтобы предотвратить взаимодействие восстановленного металла с кислородом.
Имеется ряд других публикаций, авторы которых ведут поиски снижения материальных и энергетических затрат при выплавке ферромарганца.
Технология электропечного ферромарганца
Ферромарганец, выплавленный в электропечах, должен удовлетворять требованиям ГОСТ 4755—80. По содержанию углерода ферромарганец подразделяется на три группы: высокоуглеродистый (до 7 %) С) (табл. 11.10), среднеуглеродистый (от 1 % С до 2 % С) и низкоуглеродистый (от 0,5 % С и ниже).
Химический состав, прежде всего содержание углерода в ферромарганце, обусловливает и способ получения той или иной группы сплава; высокоуглеродистый ферромарганец выплавляют углеродотермическим, а средне- и низкоуглеродистый ферромарганец — силикотермическим способом.
Рудовосстановительные электропечи
Ферромарганец с повышенным содержанием фосфора (0,35—0,6 %) выплавляют в рудовосстановительных электропечах типа РПЗ-63М2 и РПГ-63. Продольный а и поперечный б разрезы печи РПЗ-63М2 показаны на рис. 11.4, а печи РКГ-81 — на рис. 11.5. Ванна печи, подина и боковые стенки футеруются углеродистыми блоками (табл. 11.11). В печах для выплавки высокоуглеродистого ферромарганца на заводе в Порсгруне фирмы «Елкем» (Норвегия) подину выполняют последовательными слоями следующих огнеуропов: смолодоломита, магнезита, углеродистых блоков, графитовой пасты; для боковых стен выше границы раздела шлак — металл с внутренней стороны печи вместо доломита используют углеродистую набивку. Особенностью печей РПЗ-63И1 является полная герметизация плавильного пространства за счет создания уплотнения вокруг электродов. Шихту подают в печь по труботечкам на некотором расстоянии от электрода. Наряду с печами с прямоугольными ваннами и плоскими электродами на НЗФ и ЗЗФ находятся в эксплуатации и сверхмощные печи с круглыми ваннами и круглыми электродами, хотя в этих печах выплавляют пока только силикомарганец по причинам безопасности. Анализ данных о зарубежном опыте выплавки ферромарганца проведен И. В. Чумаровой.
При производстве высокоуглеродистого ферромарганца (как и карбида кальция) в закрытых электропечах случаются взрывы. Разработана модель взрыва, на основании которой можно предсказывать условия, когда он возможен под слоем шихты в ванне печи. Показано, что энергия, выделяющаяся при взаимодействии паров марганца (кальция) с воздухом, значительно больше, чем с компонентами шихтовой смеси, поэтому очень важно обеспечивать работу ферромарганцевых закрытых электропечей без подсоса воздуха в печное пространство. Технические характеристики печей приведены в табл. 11.11. Печи РПЗ-63М2 оборудованы тремя однофазными трансформаторами типа 30 ЦНК—40000/150, имеющими 23 ступени напряжения каждый. Для выплавки ферромарганца рекомендована работа печей на V—XI ступенях, которым соответствуют значения напряжения и тока на низкой стороне, указанные в табл. 11.12.
Оптимальная активная мощность печи РКГ-75 не превышает 45—47 МВт. Рабочая нагрузка подобной печи фирмы «Эатапсог» равна 45 МВт. Высокие показатели работы круглых печей гарантируются их поставщиком японской фирмой «Танабэ Какоки» при условии применения агломерата крупностью 20—100 мм и содержании SiO2 не более 14 %, марганцевого концентрата крупностью 10—30 мм и 2.
Исследовано строение ванны работающих печей при выплавке ферромарганца и силикомарганца. На ферросплавном заводе фирмы «Батапсог» (ЮАР) исследовали методом «раскопок» ванну печи мощностью 75 МВ • А, выплавляющей высокоуглеродистый ферромарганец. На основании исследований увеличены геометрические размеры печи, в частности, диаметр и глубина ванны: с 124 000 до 14 380 мм и с 5265 до 5490 мм соответственно. Результаты исследования однозначно свидетельствуют об отрицательном влиянии пониженных рабочих нагрузок на работу мощных печей для выплавки ферромарганца. При помощи радиоактивного изотопа 59 Fe изучен механизм движения шихты при выплавке ферромарганца в двух больших печах с погруженной дугой. Разработана комбинированная модель, описывающая процесс движения шихты в электродуговой печи при выплавке ферромарганца. На ее основе проанализировано влияние основных параметров процесса плавки на движение шихты в печи. Следует также обратить внимание на способ загрузки шихты. В некоторых случаях причиной всех нарушений является большое давление твердой шихты, образующей верхнюю зону, на рудношлаковый расплав, что сопровождается выжиманием расплава в верхние горизонты и как следствие —высокое положение электрода. Для уменьшения давления необходимо опускать загрузочные трубы.
Шихтовые материалы
В связи с большими запасами карбонатных марганцевых руд в СНГ и большим дефицитом оксидных концентратов, казалось бы, ферромарганец целесообразно выплавлять с использованием агломерированных или обожженных природно офлюсованных карбонатных концентратов (табл. 11.13), имеющих более высокое удельное электрическое сопротивление.
Однако вследствие более высокого удельного содержания фосфора в карбонатных рудах в сравнении с оксидными для получения стандартного по фосфору сплава в шихту следует вводить предварительно обесфосфоренное сырье — низкофосфористый марганцевый шлак или другие виды низкофосфористых концентратов. По проектной технологии НЗФ офлюсованный агломерат (39,96 % Mn; 0,218 % P) и низкофосфористый шлак (40,5 % Mn; 0,026 % P) должны были служить основными компонентами шихты для выплавки ферромарганца. Проектная шихта до сих пор не реализована по причине отсутствия новых печных мощностей для дефосфорации оксидных марганцевых концентратов и ряда других обстоятельств. Важным вопросом является вид применяемого восстановителя, который по своей природе и гранулометрическому составу должен обеспечивать возможно более высокое электрическое сопротивление шихты и необходимую скорость восстановления оксидов марганца. На всех отечественных заводах применяют в основном коксик-орешек. В странах с большими ресурсами древесного угля (Бразилия) последний широко используется как в доменных печах для выплавки чугуна, так и в электропечах для производства ферромарганца. Известно, что удельное электрическое сопротивление марганцевой руды и углеродистых восстановителей значительно зависит от температуры (уменьшается в случае применения угля на несколько порядков при изменении температуры от комнатной до 1000 °С). Удельное электрическое сопротивление кокса изменяется в этом температурном интервале слабо и становится соизмеримым с удельным электрическим сопротивлением угля при 1300 °С. Выше 1200 °С удельное электрическое сопротивление смеси руды и кокса несколько понижается вследствие увеличения объемной фракции кокса в смеси и образования шлака.
Высокоуглеродистый ферромарганец при низком содержании железа подвержен рассыпанию вследствие взаимодействия карбидов марганца (Mn7C3 и др.) с влагой по реакции
поэтому в аглошихту присаживают железорудный концентрат (56 % Fe; 10 % SiO2; 11,5 % CaO; 3 % Al2O3; 1,5 % MgO; 0,04 % P) или в печную шихту— железную стружку (металлоотходы).
Расчет шихты ведут с учетом распределения элементов между сплавом, шлаком и колошниковым газом, достигнутого на каждой новой стадии производства ферромарганца. Так, по итогам работы печей в 1990 г. переход марганца в сплав составил 70—75 %, кремния 5—8 %; фосфора 85—90 %. Применение марганцевого концентрата, марганцевого и железорудного агломерата, известняка (части доломита) и кокса обусловливает многообразие химических реакций в ванне печи. Высшие оксиды марганца MnO2, Mn2O3 и Mn3O4 могут восстанавливаться до MnO монооксидом углерода в верхних горизонтах рабочего пространства печи по реакциям, приведенным в табл. 11.14.
90 %), содержащийся в шихте, переходит в сплав, поэтому получение ферромарганца с 0,35 % P при фактически низком уровне качества марганцевых концентратов требует обязательного введения в шихту низкофосфористого шлака. Присутствие оксидов железа в составе марганцевых руд или введенных в шихту улучшает термодинамические условия восстановления MnO. При этом следует подобрать иаилучший вид железосодержащих добавок, иначе можно сделать ошибочное заключение об ухудшении показателей выплавки ферромарганца (силикомарганца) при повышении железа в сплаве.
Ферромарганец можно выплавлять и бесфлюсовым процессом. За рубежом бесфлюсовый метод является превалирующим. Получаемый при этом высокомарганцевый кислый шлак (
35 % Mn) используют в качестве исходного компонента шихты для выплавки силикомарганца, что повышает извлечение марганца и снижает расход других шихтовых материалов. Однако выплавить стандартный по содержанию фосфора ферромарганец ≤ 0,35 % P) бесфлюсовым методом с использованием даже оксидных никопольских концентратов затруднительно. Действующая на НЗФ технология предусматривает введение флюсов (известняка и извести) в шихту, что определяет ход плавки во флюсовом режиме, а образующийся отвальный шлак высокоуглеродистого ферромарганца (10—12 % Mn, 3G—40 % CaO, 3—4 % MgO, 32—34 % SiO2, 0,4—0,6 % S, (CaO + MgO)/(SiO2) = 1,2—1,3) после грануляции используют в строительной индустрии.
Вязкость шлака основностью 1,2—1,5 в значительной степени влияет на условия разделения и осаждения жидких капель металла, а также тепло- и массообмен между слоем ферромарганца и шлаковым расплавом. Шлак должен быть высокоосновным, чтобы обеспечить необходимые условия более полного восстановления MnO и вместе с тем иметь сравнительно низкую вязкость.
Оценивая практическую значимость минимальной вязкости шлаков, следует иметь в виду, что легкоплавкие жидкотекучие шлаки не являются лучшими. В печи, работающей с погруженными в шихту электродами, скорость плавления шихты не должна превышать скорость восстановительных процессов. Легкоплавкие шихты приводят к быстрому накоплению в ванне невосстановленного расплава. Температура в восстановительных зонах всегда ниже необходимой, что не обеспечивает желаемой степени восстановления марганца из шихты в сплав. Шлаки системы CaO — MgO — SiO2 имеют минимальную температуру плавления 1250—1300 °С при основности (CaO + MgO)/(SiO2) = 0,5. Рост основности сопровождается повышением температуры плавления, поэтому при выплавке ферромарганца в доменных печах идут по пути создания высокоосновных шлаков, т. е. (CaO + MgO)/(SiO2) = 1,5…1,6 при содержании ≥ 8% MgO. Высокую жидкоподвижность шлака обеспечивает введение плавикового шпата. Эти обстоятельства с учетом положительного влияния серы на вязкость шлака способствуют получению отвального шлака в доменных печах с содержанием 10—11 % MnO.
По действующей технологии выплавки ферромарганца в электропечах на НЗФ основность шлака (CaO)/(SiO2) = 1,1… 1,3. Термодинамический анализ и результаты экспериментов подтверждают необходимость повышения основности до 1,5—1,7.
При получении ферромарганца в электропечах равновесное содержание MnO в шлаке уменьшается с повышением концентрации CaO, MgO и Al2O3. Следует учитывать, что наибольшее влияние оказывает
CaO вследствие образования термодинамически прочных связей с SiO2 и меньшее — Al2O3, так как алюминаты кальция термодинамически менее прочны, чем силикаты кальция и магния. При установлении корреляции между равновесным содержанием MnO и суммой концентрации CaO, MgO и Al2O3 в шлаке рекомендуется расчет суммы оксидов MeO вести по уравнению
С увеличением основности и повышением содержания серы в шлаке создаются условия для снижения активности SiO2, концентрации фосфора в сплаве, кратности шлака, удельного расхода электроэнергии, а также улучшения всех технико-экономических показателей выплавки ферромарганца.
Технологическая схема производства ферромарганца флюсовым способом
Контролируемые параметры хода плавки: мощность, которая должна быть полной и одинаковой по электродам (8—9 МВт), и электрическая нагрузка по фазам (
100 кА на электрод при одинаковых фазовых напряжениях — в пределах 145—210 В). Давление газа под сводом печи не должно превышать 2,9—4,9 Па, а температура газа под сводом — 750 °С. Разрежение после стакана наклонного газохода допускается не более 784 Па, температура газа в газоходе — не выше 300 °С. Концентрация H2 в колошниковом газе должна быть ниже 8 % при содержании CO 70—80 % и O2 менее 1 %. Количество отходящих газов составляет 1000 м 3 /ч. Подсводовый газ при нормальной работе печи имеет состав: 84—86 % CO; 8—9 % CO2; 0,04—0,06 % 0 2; 4—6 % H2.
В связи с ухудшающимся качеством марганцеворудных концентратов и, как следствие, марганцевого неофлюсованного и частично офлюсованного марганцевого агломерата (табл. 11.15), нами произведена
статистическая обработка основных производственных показателей выплавки высокоуглеродистого ферромарганца в шестиэлектродных прямоугольных ферросплавных печах типоразмеров (табл. 11.11).
Сводные средневзвешенные данные об основных показателях выплавки ферромарганца приведены в табл. 11.16. Анализ полученных парных связей позволил рекомендовать рациональную шихтовку исходных сырьевых материалов, активную мощность печей и прогнозировать технические и технико-экономические показатели работы печей при соблюдении задаваемых технологических параметров процесса выплавки ферромарганца.
Удельный расход электроэнергии, как следует из рис. 11.6, тем выше, чем больше навеска сырого известняка, и эта связь описывается выражением
Соответственно с ростом величины qизв снижается и производительность печи П = 298—0,1qизв. С повышением активной мощности печи Рф увеличивается ее производительность П = 44,8 + 7,0Рф. Следует иметь в виду важную особенность связи величин удельного расхода электроэнергии Qуд, и активной мощности печи Рф:
Анализ этой квадратичной зависимости свидетельствует о том, что оптимальная мощность печи Рф, обеспечивающая наименьший удельный расход электроэнергии Qуд находится в пределах 39—41 МВт,
тогда как по производительности — в интервале 14—46 МВт. Удельный расход электроэнергии Qуд, коэффициент извлечения марганца ηMn и содержание фосфора [P] зависят от содержания кремния в ферромарганце (рис. 11.7)
Величина Qуд, как ηMn и концентрация кремния в ферромарганце связаны с удельным количеством углерода в шихте, под которым подразумевается соотношение Cтв/Mn, где Cтв — количество углеродистого
восстановителя (кокса, газового угля); Mn — содержание марганца в шихте. Эти парные связи имеют вид (рис. 11.8)
Особый интерес представляет вопрос о выборе оптимальной основности шлака флюсовой плавки высокоуглеродистого ферромарганца в шестиэлектродных печах типа РПЗ-48 (63). При выплавке ферромарганца в доменных печах, как это было показано выше, основность шлака в 60-е годы составляла 1,5—1,6, а в последние годы (1986—1988 гг.) в связи с ухудшением качества марганцевых концентратов снижена до 1,2—1,4. Электропечной процесс в отличие от доменного имеет ту особенность, что в ферросплавной печи шихта является не только носителем химических элементов, но и средой, в которой имеет место преобразование электрической энергии в тепловую, поэтому при прочих равных условиях следует учитывать электрическую проводимость ванны печи, которая зависит от ряда геометрических и технологических параметров, в том числе и основности шлака. В этой связи основность шлака является эффективным фактором, управлять которым можно сравнительно простым методом. Кроме того, с основностью связана активность SiO2 в шлаке и, следовательно, содержание
кремния в ферромарганце.
Из представленных на рис. 11.9 данных следует, что для рассматриваемых условий выплавки ферромарганца экономически обоснованной по величине удельного расхода электроэнергии является основность, равная — 1,0, хотя эта величина не является лучшей в аспекте снижения потерь марганца с отвальным шлаком. Содержание марганца в отвальном шлаке (Mn) зависит в основном от двух важных факторов — основности шлака (В) и концентрации кремния в ферромарганце. Эта связь для рассматриваемых условий плавки описывается
выражением
Таким образом, с учетом приведенного в табл. 11.15 состава марганцеворудного сырья установлено количественное влияние основных параметров процесса на показатели выплавки высокоуглеродистого
ферромарганца с использованием частично офлюсованного марганцевого агломерата и определены значения управляемых переменных:
Снижение расхода известняка в шихте на 100 кг приводит к уменьшению удельного расхода электроэнергии на 140—210 кВт • ч/т, т. е. работа печи на офлюсованном агломерате с полным исключением из шихты сырого известняка позволяет снизить расход электроэнергии на 500—800 кВт • ч/т. Использование в ферромарганцевой шихте 10 % газового угля уменьшает расход электроэнергии на 100—150 кВт • ч/т, а применение агломерата увеличивает расход электроэнергии и снижает извлечение марганца в сплав. Снижение содержания марганца в сырье на 1 % приводит к увеличению расхода электроэнергии на 50—70 кВт • ч/т, а извлечение марганца уменьшается на 0,54—0,97 %. Определены зависимости коэффициентов распределения марганца и кремния между продуктами плавки, позволяющие количественно оценить влияние основности шлака и качества марганцев; го сырья на извлечение марганца, кремния, фосфора при выплавке ферромарганца.
Приведенные выше результаты статистической обработки производственных данных относятся к началу освоения технологии выплавки высокоуглеродистого ферромарганца. В связи с возросшими требованиями мирового рынка к качеству ферромарганца по содержанию вредной примеси фосфора (не более 0,45 %) в начале 90-х годов была произведена дополнительная статистическая обработка данных по выплавке высокоуглеродистого ферромарганца с дачей в шихту малофосфористого шлака для снижения содержания фосфора до регламентируемого предела и с учетом изменившихся условий производства и потребления марганцевых ферросплавов.
Анализу подвергнута работа трех печей — РПЗ-63 (№ 4, цех 1) и РПЗ-48 (№ 15 и 16, цех № 2), отличающихся как геометрическими, так и технологическими параметрами (табл. 11.17).
Так, за исследуемый период на печи № 15 выплавлялся ферромарганец с использованием офлюсованного агломерата, а печь № 16 работала с подшихтовкой малофосфористого шлака. Эти технологические параметры оказывают определяющее влияние на показатели выплавки, и поэтому определение количественной взаимосвязи их с другими показателями представляет значительный интерес.
Применение малофосфористого шлака для получения сплава с пониженным содержанием фосфора приводит к ухудшению основных показателей процесса (рис. 11.10).
Парные зависимости Qуд, Пр и [P] от Qмфш описываются следующими выражениями:
Расход 1 кг малофосфористого шлака приводит к снижению производительности печи на 0,03 т/сут и повышению удельного расхода электроэнергии на 0,5 кВт • ч/т. При этом также на 0,003 % снижается извлечение марганца
и повышается кратность шлака
Уравнение регрессии, описывающее взаимосвязь между содержанием фосфора и расходом малофосфористого шлака, имеет вид
т. е. для снижения фосфора в углеродистом ферромарганце на 0,1 % при данном качестве марганцевого сырья необходимо израсходовать 746 кг шлака.
Из значимых параметров, повышающих концентрацию фосфора в сплаве, выделяется расход отходов.
Обратная взаимосвязь наблюдается между содержанием фосфора и концентрацией кремния в сплаве:
Следует отметить, что повышение содержания кремния в сплаве до определенного предела улучшает и другие показатели, что следует из приведенных выражений:
Оптимальное значение этого параметра, обеспечивающее максимальное извлечение марганца в сплав и минимальный расход электроэнергии (рис. 11.11), при сложившихся условиях промышленного производства, находится в пределах 2,47—2,67 %.
Важнейшим резервом снижения энергоемкости процесса выплавки углеродистого ферромарганца флюсовым способом является вывод или сокращение количества сырого флюса, задаваемого в печь за счет использования обожженного флюса или офлюсованного агломерата. Килограмм сырого известняка в шихте требует дополнительного удельного расхода электроэнергии (Q) от 1,16 до 1,82 кВт • ч:
При этом снижается и производительность печей:
а также повышается расход восстановителя:
Увеличиваются расход восстановителя и ввод в шихту железорудных окатышей
Навеска восстановителя в шихте является одним из основных технологических управляющих факторов, изменение которого оказывает определяющее влияние на протекание как восстановительных процессов, так и электрический режим ведения плавки. Оптимальные значения отношения твердого углерода к марганцу в шихте для печи типа РПЗ-48 находятся в пределах 0,34, а РПЗ-63 — 0,29 (рис. 11.12), что следует из приведенных ниже уравнений регрессии:
т. е. коксовая нагрузка на печах первого типа несколько выше, что и способствует улучшению показателей выплавки (см. табл. 11.17).
Важным управляющим параметром выплавки высокоуглеродистого ферромарганца является также основность конечного шлака (рис. 11.13); зависимость удельного расхода электроэнергии и извлечения марганца от основности шлака описывается следующими выражениями:
из которых следует, что оптимальные значения основности шлака находятся в пределах 1,15—1,22. Количественные зависимости, описывающие влияние основности шлака на содержание кремния в сплаве,
обеспечивают получение сплава с требуемым (рис. 11.14) содержанием кремния:
Количество шлака при выплавке ферромарганца флюсовым способом определяется следующими факторами:
Каждый килограмм возвращенных в переплав металлосодержащих отходов собственного производства позволяет снизить расход марганцевого сырья на 0,75 кг/т и повысить извлечение марганца в сплав на 0,026 % (рис. 11.15). Эти связи описываются следующими выражениями:
При этом также снижается удельный расход электроэнергии на 1,14 кВт • ч/баз. т:
Для определения количественного влияния качества марганцевого сырья на показатели работы печей было рассчитано содержание марганца в агломерате. Уравнения регрессии, описывающие влияние концентрации марганца в агломерате, не основные показатели процесса,
с достаточным уровнем достоверности позволяют установить, что повышение концентрации марганца на 1 %, в пределах 34—43 %, обеспечивает снижение удельного расхода электроэнергии при выплавке ферромарганца в печи типа РПЗ-63 на 76,4 кВт – ч/баз. т и повышение производительности печи на 3,72 баз. т/сут (рис. 11.16). При этом извлечение марганца в сплав повышается на 1,5 %:
Несколько ниже изменение соответствующих параметров для печи РПЗ-48
Исследования уравнений регрессии
на экстремум позволили определить оптимальные пределы фактической мощности печи, обеспечивающей наименьший расход электроэнергии и максимальный коэффициент использования марганца.
По удельному расходу электроэнергии оптимальная мощность печи составляет 35,8 МВт, а по извлечению марганца 37,1 МВт.
Таким образом, полученные зависимости позволили определить количественное влияние различных технологических факторов на основные производственные показатели (табл. 11.18) и установить оптимальные значения важнейших управляемых параметров, работа печи на которых позволила получить ферромарганец с заданным содержанием фосфора и значительно повысить эффективность производства высокоуглеродистого ферромарганца в мощных рудовосстановительных печах.
Выпуск ферромарганца
Сплав и шлак выпускают из трех леток поочередно. Вскрытие и закрытие леток производится с помощью машин, разработанных ВНИИМехчерметом (И. С. Лысым, В. С. Беленьким) в содружестве с НЗФ.
Комплекс оборудования, предназначенного для механизации ручного труда при выполнении операций по вскрытию и заделке леток прямоугольных ферросплавных печей, при определенной планировке и привязке оборудования может применяться на отдельных ферросплавных печах круглого сечения.
В состав комплекса (рис. 11.17) входит машина заделки летки 1,кронштейны с крюком 2, упоры откидные 3, машина вскрытия летки 4, подвеска токоподвода 5, шкаф электроаппаратуры машины заделки летки 6, установки конечных выключателей 7, установки конечных выключателей путевых 5, блок подготовки воздуха 9, шкаф электроаппаратуры машины вскрытия летки 10 и пульты управления 11. Схема управления оборудованием с системой блокировок обеспечивает четкую работу машин при обслуживании той или иной летки. При работе машины находятся внутри камеры отсоса, в нерабочем состоянии — в месте, удобном для их технического обслуживания. Место эксплуатации комплекса оборудовано точками подключения электропитания и сжатого воздуха.
В состав машины заделки летки (рис. 11.18) входит: тележка перемещения 1 с электроприводом 2, с помощью которого она передвигается по направляющим 3, расположенным вдоль фронта ферросплавной печи. В нижней части тележки размещены направляющие 4, в которых на катках устанавливается каретка 5. В каретку встроен механизм поджима 6, состоящий из электродвигателя, соединенного через муфту предельного момента 7 с коробкой 8 и полым двухзаходным винтовым захватом 9, которым машина крепится к кронштейнам с крюками. Внутри винтового захвата расположена телескопическая тяга с рычагом 10, поворотом которого осуществляется ее осевое передвижение и подъем крюка в период отхода машины от летки печи. При помощи кронштейна 11 и стяжки 12 к каретке крепится винтовой пресс 13. Кронштейн и стяжка предназначены для ручной регулировки винтового пресса по высоте для точного совмещения с осью летки печи. Винтовой пресс представляет собой полый цилиндр 14, внутри которого расположен поршень, получающий возвратно-поступательное движение от шарико-винтовой пары 15, приводимой электродвигателем 16 через двухступенчатый цилиндрический редуктор 17. Огнеупорная леточна масса загружается в полый цилиндр и выдавливается поршнем в летку через отворотный носок 18. На корпусе редуктора установлен регистрирующий механизм 19 для отсчета огнеупорной заделочной массы, загружаемой в летку.
Все приводы машины электромеханические. Электрооборудование 20 машины состоит из электродвигателя и тормоза привода механизма передвижения тележки, электродвигателей и тормозов приводов механизма поджима и винтового пресса. Управление машиной дистанционное с пультов управления, расположенных непосредственно у каждой летки.
Для заделки летки ферросплавной печи в исходном положении машины осуществляется «зарядка» винтового пресса леточной массой, затем открывается дверь камеры отсоса и после установки избирателем нужной летки включается механизм передвижения машины: у избранной летки машина останавливается автоматически.
После точного совмещения машины с осью летки выполняют захват машины за крюк и прижим отворотного носка к летке, а затем включением привода винтового пресса выдавливают огнеупорную массу в летку до появления сигнала.
Нажатием кнопок с пульта в обратном порядке устанавливают исполнительные механизмы в исходное положение и возвращают машину к месту стоянки.
Машина вскрытия летки (рис. 11.19) состоит из тележки перемещения 1 с электроприводом 2, передвигающим тележку по направляющим 3, расположенным вдоль фронта ферросплавной печи (направляющие являются общими для машины вскрытия и заделки леток).
В нижней части рамы тележки закреплен переходник 4, в котором на катках смонтирована подвеска 5, связанная с переходником посредством пружинных амортизаторов 6, снижающих нагрузки на тележку в момент захвата машины за кронштейн. На подвеске с помощью шарниров и рычагов через механизм подъема 7 крепится направляющая рама 8. С помощью механизма подъема и пневмоцилиндра 9 направляющей раме придается необходимый угол наклона, а также осуществляется захват крюком 10 кронштейна и крепление машины относительно оси летки.
На направляющей раме крепится редуктор 11 с пневмодвигателем 12, которые через натяжную звездочку приводят цепь 13, связанную с кареткой 14. На каретке установлен перфоратор, состоящий из вращателя 15 и ударника 16, в котором крепится штанга 17 с буровой коронкой 18. В передней части направляющей рамы на кронштейне закреплен опорный каток 19, поддерживающий штангу. В задней части направляющей рамы крепится пружинный амортизатор 20 для смягчения возможных ударов при обратном ходе каретки.
Для вскрытия летки ферросплавной печи машина после избрания переключателем нужной летки и открывания двери камеры отсоса перемещается из исходного положения (в тупике за зоной камеры) в рабочую зону. У избранной летки машина останавливается автоматически.
Включением механизма передвижения каретки и вращателя с ударником осуществляют вскрытия летки, с реверсированием пневмодвигателя — отвод рабочего инструмента в исходное положение. В таком состоянии машина готова для перемещения в зону за камерой отсоса, которое проводят в порядке, обратном перемещению машины к летке.
Подвеска токоподвода 5 (см. рис. 11.17) состоит из троса, закрепленного на двух кронштейнах, расположенных в зонах за камерой отсоса. На тросе со стороны каждой из машин установлен ряд тележек — подвесок, к которым крепятся гибкие кабели типа НРШМ, прикрепляемые с одной стороны к электрооборудованию машин, а с другой — к шкафам электроаппаратуры.
Конечные выключатели 7 предназначены для блокировки перемещения машин соответственно при закрытых дверях камеры отсоса. Конечные выключатели путевых 8, предназначены для автоматической остановки машин непосредственно у избранной летки при перемещении машин в рабочую зону.
В блоке подготовки воздуха 9 сжатый воздух очищается от твердых частиц, воды и компрессорного масла, а также регулируется и автоматически поддерживается заданное давление воздуха. В состав блока подготовки воздуха входят два фильтра-влагоотделителя и два редукционных клапана, установленных на раме, размещенной вне зоны камеры отсоса. От блока подготовки воздуха внутрь камеры отсоса отходят три трубопровода для подсоединения пневмопривода машины вскрытия летки, устанавливаемой в камере против вскрываемой летки.
В шкафу электроаппаратуры 10 машины вскрытия летки размещается пусковая и защитная электроаппаратура.
Пульты управления 11 предназначены для дистанционного управления машинами. Пульты управления, кроме кнопок управления соответствующими механизмами и аварийной остановки машин, оборудованы соответственно: машины вскрытия летки — сигнализацией наличия напряжения; машины заделки летки — сигнализацией наличия напряжения, захвата машины за крюк печи, прижима винтового пресса к летке и конечного положения поршня винтового пресса «вперед» и «назад».
По своим техническим данным комплекс оборудования для вскрытия и заделки леток ферросплавных печей не уступает лучшим зарубежным образцам, в частности, японской фирмы «Танабэ». Опыт эксплуатации машин комплекса на Никопольском заводе ферросплавов показал их устойчивую и надежную работу.