4.5. ЭКОБАЛАНСЫ И МЕТОДИКА ИХ РАСЧЕТА

Содержание примесей в шихтовых материалах и металле на различных стадиях кислородно-конвертерной плавки, масс.%

го содержания, кремний - до “следов”, марганец - на 75%, хром - на 65% от­ носительно исходного содержания, рассчитывается состав металла после продувки (табл. 4.10).

4.5.2.22. Расчет количества ферросплавов

Зная химический состав ферросплавов и коэффициенты усвоения жидкой сталью содержащихся в них элементов (см. табл. 4.9 и табл. П 2.13, П 2.14), определяем количество ферросплавов для получения стали заданной марки.

Расход ферросилиция ФС75:

0,27-0 1000

кг/т Fe проката,

0,75-0,70' 100

где 0,27 - содержание кремния в получаемой стали, масс.%; 0 - содержание кремния в жидкой стали после продувки, масс.%; 0,75 - массовая доля крем­ ния в ферросплаве, доли ед.; 0,70 - коэффициент усвоения кремния.

Расход ферромарганца:

5,1 • 0,20 + 13,6 • 0,10 + 20,0 • 0,30 = 8,4 кг/т Fe проката,

где 0,20, 0,10, 0,30 —массовая доля железа в ферросилиции, ферромарганце и феррохроме, доли ед., соответственно (табл. 4.9).

4.5.2.2.3. Расчет расхода извести в ККЦ

На основании данных химического состава известняка и заданной доли “недопала” при обжиге (3 масс.%) рассчитывается химический состав извес­ ти. Например, содержание СаО:

100 —Ч

5 3 — - J =91,36 масс.%,

100-43,73

где 53 - содержание оксида кальция в исходном известняке (см. табл. 4.8);

43,73содержание п.п.п. в известняке (см. табл. 4.8); 3 - доля “недопала” из­ вестняка, масс.%.

Содержание Si02 в извести составит:

где 1,4 - содержание оксида кремния в исходном известняке (см. табл. 4.8). Аналогично рассчитывается содержание остальных компонентов хими­

ческого состава.

Расход извести находим, исходя из заданной основности конвертерного шлака, определенного выше содержания оксидов кальция и кремния в изве­ сти, известного количества кремния (см. 4.5.2.2.1), переходящего в шлак в ходе продувки, расхода и химического состава футеровки, а также заданно­ го количества загрязнений в ломе (принимая его состоящим из 75% Si02 и 25% А120 3 (табл. П 2.3):

3,5 1000/100.(0,44-60/28 + 38/(1 + 0,38) 0,02-0,75)-3-0,57 _ 0,9136-2,41/100-3,5

= 54,89 кг/т жидкой стали,

где 3,5 - основность конвертерного шлака (табл. П 2.3); 0,44 - количество Si, переходящее в шлак в виде Si02 в результате окисления; 38/(1 + 0,38) - количество лома в шихте ККЦ (табл. П 2.3); 0,02 —доля загрязнений в ломе, доли ед. (табл. П 2.3); 0,75 - массовая доля Si02 в загрязнениях лома, доли ед. (табл. П 2.3); 0,57 - доля СаО, содержащаяся в футеровке, доли ед. (табл. П 2.3); 3 - расход футеровки в ККЦ, кг/т жидкой стали (табл. П 2.3);

2,41 - содержание Si02 в извести, масс.%.

Количество известняка, необходимое для получения такого количества извести:

100 — 3

100-43 73' 54’89' 1146’571000 = 108>5 кг /т Fe пРоката ’

где 3 - доля “недопала” известняка, масс.%; 43,73 - содержание п.п.п. в из­ вестняке, масс.% (см. табл. 2.3); 54,89 - расхрд извести в ККЦ, кг/т жидкой стали; 1146,5 —расход жидкой стали в ККЦ, кг/т Fe проката.

4.5.2.2.4. Определение состава сталеплавильного шлака

Количество Si02, переходящее в шлак в резу чугуна:

0,44 • 1000/100 • 60/28 = 9,43 кг/т жидкой стали,

где 0,44 - количество кремния, окислившегося в ходе продувк

Химический состав шлака и шлакообразующих компонентов при производстве жидкой стали в ККЦ, кг/т жидкой стали

табл. 4.10); 60 - молекулярная масса оксида кремния; 28 - атомная масса кремния.

Количество МпО, переходящее в шлак в результате окисления марган­ ца чугуна:

0,23 1000/100 • 71/55 = 2,97 кг/т жидкой стали,

где 0,23 - количество марганца, окислившегося в ходе продувки, масс.% (см. табл. 4.10); 71 - молекулярная масса оксида марганца; 55 - атомная масса марганца.

2. Окисление элементов лома.

Количество Si02, переходящее в шлак из загрязненного лома: 27.6 • 1000/100 • 2/100 • 75/100 = 4,14 кг/т жидкой стали,

где 27,6 - содержание лома в шихте ККЦ, масс.%; 2 - количество загрязне­ ний в ломе, масс.% (см. табл. П 2.3); 75 - содержание оксида кремния в за­ грязненном ломе, масс.% (см. табл. П 2.3).

Количество А120 3, переходящее в шлак из загрязненного лома:

27.6 • 1000/100 • 2/100 • 25/100 = 1,38 кг/т жидкой стали,

где 25 - массовая доля оксида алюминия в загрязненном ломе, масс.% (см. табл. П 2.3).

3. Известь.

Количество СаО, переходящее в шлак из извести: 54.89 91,36/100 = 50,15 кг/т жидкой стали,

где 54,89 - удельный расход извести, кг/т жидкой стали (см. 4.5.2.2.3); 91,36 - содержание оксида кальция в извести, масс.% (см. 4.5.2.2.3).

Количество Si02, переходящее в шлак из извести: 54.89 • 2,41/100 = 1,32 кг/т жидкой стали,

где 2,41 - содержание оксида кремния в извести, масс.% (см. 4.5.2.2.3). Количество MgO, переходящее в шлак из извести:

54.89 • 1,90/100 = 1,04 кг/т жидкой стали,

где 1,90 - содержание оксида магния в извести, масс.%. Количество А120 3, переходящее в шлак из извести:

54.89 • 0,34/100 = 0,19 кг/т жидкой стали,

где 0,34 - содержание оксида алюминия в извести, масс.%.

4. Футеровка.

Количество СаО, переходящее в шлак из футеровки: 57 3/100 = 1,71 кг/т жидкой стали,

где 57 - содержание оксида кальция в футеровке, масс.% (см. табл. П 2.3); 3 - расход футеровки в ККЦ, кг/т жидкой стали (см. табл. П 2.3).

Количество MgO, переходящее в шлак из футеровки: 35 • 3/100 = 1,05 кг/т жидкой стали,

где 35 - содержание оксида магния в футеровке, масс.% (см. табл. П 2.3); 3 - расход футеровки в ККЦ, кг/т жидкой стали (см. табл. П 2.3).

Масса сталеплавильного шлака (без учета FeO) рассчитывается путем сложения масс всех оксидов (см. табл. 4.11) и составляет 73,38 кг/т жидкой стали. Полная масса шлака рассчитывается, исходя из содержания в нем FeO:

73 38

-—2 3 / I 'QQ = 89,49 кг/т жидкой стали,

где 73,38 - масса шлака без FeO, кг/т жидкой стали; 18 - содержание FeO в сталеплавильном шлаке, масс.% (см. табл. П 2.3).

Удельное количество шлака на тонну железа проката составит: 89,381146,5/1000= 1 0 2 , 6 кг,

где 89,49 - масса шлака в ККЦ, кг/т жидкой стали; 1146,5 - расход жидкой стали, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.1).

4.S.2.2.5. Количество жидкого чугуна, необходимого для производства стали в ККЦ

Количество чугуна, поступающего в ККЦ:

1146,5/1000-(2-0,55 + 0,18-89,49-56/72 + 0,55-25-8,4) ^

0,9703 • 0,38 + ( 1 0 0 - 4,52 - 0,50 - 0,04) /100

где 2 - безвозвратные потери в виде пыли, кг/т жидкой стали (см. табл. П 2.3); 0,55 - массовая доля железа в пыли, доли ед. (см. табл. П 2.3); 0,18 - массовая доля FeO в конвертерном шлаке, доли ед. (см. табл. П 2.3); 89,49 - масса конвертерного шлака, кг/т жидкой стали (см. 4.5.2.2.4); 25 - ко­ личество шлама, кг/т жидкой стали (см. табл. П 2.3); 0,55 - массовая доля же­ леза в шламе, доли ед. (см. табл. П 2.3); 8,4 - масса вносимого ферросплава­ ми железа, кг/т Fe проката (см. 4 .5 .2 .2 .2 ); 1146,5 - расход жидкой стали, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.1); 0,38 - соотношение лом/чугун (табл. П 2.3); (100 - 4,52 - 0,50 - 0,04) - содержание железа в чугуне, масс.% (см. табл. 4.9); 0,9703 - массовая доля железа в прокате, доли ед. (см. 4.5.2.1).

Количество лома “со стороны” определяется по разнице между общим требуемым количеством лома и количеством собственной обрези прокатно­ го производства и МНЛЗ:

859,8 • 0,38 - 15 1030,6/1000 - 6 8 • 1030,6/1000 = 240,5 кг/т Fe проката,

где 859,8 - количество чугуна, поступающего в ККЦ, кг/т Fe проката; 0,38 -

Вычитая из количества хвостов массу оксидов железа, получаем массу

где 173,22 - количество хвостов обогащения руды, кг; 12,69 - содержание железа в хвостах обогащения, масс.%; 33,32 и 13,10 - содержание F e ^ и FeO в исходной руде соответственно; 72 и 160 - молекулярные массы FeO и F e ^ соответственно; 56 - атомная масса железа.

---------------------------------------- -- 27,20 масс.%, 1 + 112/160-72/56-33,32/13,10

где 69,58 - содержание железа в концентрате, масс.%; 33,32 и 13,10 - содер­ жание Fe2 0 3 и FeO в исходной руде соответственно; 112/160 - массовая доля железа в Fe2 0 3.

Содержание Fe2 0 3 в концентрате:

27,20 • = 69,18 масс.%,

где 27,20 - содержание FeO в концентрате, масс.%; 33,32 и 13,10 - содержа­ ние Fe2 0 3 и FeO в исходной руде соответственно (см. табл. 2.3).

Как сказано выше, состав пустой породы хвостов рассчитывается про­ порционально соотношению компонентов в исходной руде, а состав пустой породы получаемого концентрата - по разнице между количеством компо­ нента, пришедшим с рудой, и количеством компонента, перешедшим в хво­ сты. Например, содержание Si02 в концентрате рассчитывается следующим образом. Определим количество пустой породы в исходной руде:

100 - 33,32 -13,10 = 53,58 масс.% ?

где 33,32 и 13,10 - содержание Fe2 0 3 и FeO в исходной руде соответственно (см. табл. 2 .3 ).

Количество пустой породы концентрата:

100 - 69,18 - 27,20 = 3,62 масс.%,

где 69,18 - содержание Fe2 0 3 в концентрате, масс.%; 27,20 - содержание FeO в концентрате, масс.%.

—— = 2 , 8 8 масс.%,

где 3,62 и 53,58 —количество пустой породы в концентрате и в исходной ру­ де соответственно, масс.%; 42,59 - содержание Si02 в исходной руде, масс.%.

Содержание остальных компонентов рассчитывается аналогично. В табл. 4.12 приведены химический состав исходной руды и расчетные соста­ вы железорудного концентрата и хвостов.

Таблица 4.12

Химический состав исходной руды, концентрата и хвостов, масс.%

4.5.2.3.2. Расчет состава агломерата

Расчет химического состава получаемого агломерата проводится по уравнениям материального баланса и баланса основности при заданном рас­ ходе твердого топлива (коксовой мелочи), где входящими параметрами яв­ ляются химический состав концентрата, содержание FeO в агломерате, рас­ ход и состав твердого топлива, а также состав флюсующей добавки. При этом основность агломерата принимается с таким расчетом, чтобы полу­ чить заданную основность доменного шлака без использования известняка в доменной печи. В данном случае основность доменного шлака [СаО + MgO]/[Si02 + А12 0 3] принята равной 1,05 при основности агломерата 1,71. Расчет состава агломерата ведется по специальной программе, основанной на методике Е.Ф. Вегмана. Содержание Fe в готовом агломерате составля­ ет 64,2% при содержании FeO - 12,0%. При этом расход концентрата соста­ вил 920,3 кг/т агломерата, а расход известняка —155,8 кг/т агломерата.

Материальный баланс процесса приведен в табл. 4.13.

4.5.23.3. Расчет параметров производства чугуна

Расчет необходимого количества агломерата проводится по специаль­ ной программе, основанной на методике Рамма-Похвиснева, где в качестве исходных используются данные по химическому составу агломерата (табл. 4.14), техническому анализу кокса и химическому составу получаемо­ гочугуна (табл. П 2.4), основности шлака, а также такие параметры работы доменной печи, как температура и влажность дутья, содержание кислорода

внем, температура продуктов плавки, степень развития процессов непрямо­ го восстановления (см. табл. П 2.4). В результате расчета определяются хи­ мические составы получаемых продуктов плавки и расходные коэффициен­ ты шихтовых материалов. Результаты расчета доменной шихты приведены

втабл. 4.15-4.18.

Таблица 4.14

Химический состав агломерата

Расход кокса составляет 482 кг/т чугуна, агломерата - 1475 кг/Т чугуна, выход шлака - 185,8 кг/т чугуна, количество образующегося пря этом ко­

лошникового газа 2261 кг или 1621 м3/т чугуна.

Затем можно рассчитать удельный расход агломерата в расчете на 1 т железа в прокате:

859,8-0,9487 + 859,8/1000 (185,8-0,00657-56/72+ 15-0,48 + 2-0.48) _ 0,642

= 1283,8 кг/т Fe проката,

где 0,9487 - массовая доля железа в чугуне (см. табл. 4.9); 185,8 - количест­ во доменного шлака, кг/т чугуна (см. табл. 4.18); 0,00657 - массовая доля FeO в доменном шлаке (см. табл. 4.16); 15 и 2 - количество утилизируемой и не­ уловленной колошниковой пыли, кг/т чугуна (см. табл. П 2.4); 0,48 - массо­ вая доля железа в колошниковой пыли (см. табл. П 2.4); 859,8 - количество жидкого чугуна, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.5); 0,642 и 56/72 - доля железа в агломерате и FeO соответственно (см. 4.5.2.3.2).

4.5.2.4. РАСЧЕТ КОЛИЧЕСТВА ЖЕЛЕЗОРУДНОГО КОНЦЕНТРАТА

Определив расход агломерата, рассчитаем количество концентрата, не­ обходимое для его производства:

1283,8-0,642 + (5-0,40-1283,8-15-0,48-859,8-1054,3-0,844(5 + 15) 0,6958

количество безвозвратных потерь пыли на АГП, кг/т агломерата (табл. П 2.5); 0,40 - массовая доля железа в агломерационной пыли, масс.% (см. табл. П 2.5); 15 и 0,48 —количество утилизируемой колошниковой пы­ ли и массовая доля железа в ней (см. табл. П 2.4); (5+15) —количество ути­ лизируемой окалины и шламов в МНЛЗ, кг/т слябов (см. табл. П 2.2); 5 и 0,567 —количество утилизируемой окалины и массовая доля железа в ней (см. табл. П 2.1); 1054,3 —расход слябов МНЛЗ, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.1); 0,844 - доля железа в окалине и шламах МНЛЗ (см. табл. П 2.2); 1030,6 - ко­ личество производимого проката, кг/т Fe проката (См. 4.5.2.1); 0,6958 - мас­ совая доля железа в концентрате (см. 4 .5 .2 .3 .1 ).

С учетом потерь железорудного концентрата при транспортировке его потребуется:

где 4 доля потерь железорудного концентрата при транспортировке,

масс.% (см. табл. П 2.9); 1149,3 —расход железорудного концентрата, кг/т Fe проката.

Таким образом, потери железорудного концентрата составят 47,9 кг/т Fe проката.

Как уже было рассчитано ранее (см. 4.5.2.3.1), для получения 1 т концен­ трата необходимо 2732,2 т руды. При этом с учетом безвозвратных потерь спылью потребуется:

1197,2-0,6958 + 1,7322 1197,2 0,1269 + 5-1197,2/1000 0,6958 ^

0,3351

= 3283,4 кг руды/т Fe проката,

где 0,6958 - массовая доля железа в концентрате (см. 4.5.2.3.1); 1,7322 - ко­ личество образующихся при обогащении хвостов, т/т концентрата (см. 4.5.2.3.1); 0,1269 - массовая доля железа в хвостах (см. 4.5.2.3.1); 5 - коли­ чество неуловленной пыли на ГОК, кг/т концентрата (см. табл. П 2.6); 1197,2 - расход железорудного концентрата с учетом его потерь при транс­ портировке, кг/т Fe проката; 0,3351 - массовая доля железа в исходной ру­ де (см. табл. 4.8).

4.5.2.5: РАСЧЕТ КОЛИЧЕСТВА УГОЛЬНОГО КОНЦЕНТРАТА

Общее количество кокса, необходимого для потребностей доменного (см. табл. 4.18) и агломерационного производств, составляет 491,1 кг/т Fe проката. Задаваясь химическим составом получаемого кокса (см. табл. П 2.4) и выходом годного при коксовании, можно рассчитать количе­ ство и состав исходного угольного концентрата и образующейся при этом попутной продукции (табл. 4.19). В нашем случае получаемый кокс содер­ жит (в масс.%): 86,41 углерода, 1,01 летучих, 0,68 серы и 11,90 золы. То же

Таблица 4.19

Количество и состав компонентов при обогащении угля и производстве кокса

самое в кг/т Fe проката составит:

491.1 • 0,68/100 = 3,3 - серы;

491.1 11,90/100 = 58,4-золы .

В ходе коксования из угольного концентрата помимо летучих компонен­ тов удаляется 3 кг серы и 5 кг углерода на 1 тонну получаемого кокса (см. табл. П 2.7). Количество углерода и серы в исходном угольном концентрате (в кг) складывается из их массы в коксе и массы, удаляемой вместе с летучими:

424.3 + 5 • 491,1/1000 = 426,8 кг углерода/т Fe проката;

3.3 + 3 • 491,1/1000 = 4,8 кг серы/т Fe проката.

Количество летучих веществ, удаляемых в процессе коксования:

4911

---- :— 491,1 = 146,7 кг /т Fe проката, 0,77

где 0,77 - выход кокса из концентрата углей для коксования, т кокса/т угольного концентрата (см. табл. П 2.7).

Учитывая, что масса золы в ходе коксования остается неизменной, так как минеральная часть полностью переходит в кокс (58,4 кг/т Fe проката), находим количество летучих и золы в угольном концентрате:

5,0 + 146,7 = 151,7 кг летучих/т Fe проката; 58,4 кг золы/т Fe проката. Далее, суммируя найденные ранее массы углерода, серы, летучих и зо­

лы, находим количество угольного концентрата для коксования: 426,8 + 4,8 + 151,7 + 58,4 = 641,7 кг/т железа проката.

По разнице масс компонентов в исходном концентрате и получаемом коксе рассчитывается потеря массы и состав удаленных летучих компонен­ тов при коксовании.

Потеря массы угольного концентрата: 641,7 - 491,1 = 150,6 кг/т Fe проката.

Состав удаленных компонентов (в масс.%):

5 • 491,1/1000/150,6 • 100 = 1,63 - углерода;

146,7/150,6 • 100 = 97,39 - летучих;

3 • 491,1/1000/150,6 • 100 = 0,98 - серы,

где 5 - количество углерода, удаляемого с летучими компонентами, кг/т ко­ кса (см. табл. П 2.7); 491,1 —общая потребность в коксе, кг/т Fe проката; 150,6 —потеря массы угольного концентрата в ходе коксования, кг/т Fe про­ ката; 146,7 —количество удаленных летучих компонентов, кг/т Fe проката; 3 —количество серы, удаляемой с летучими компонентами, кг/т кокса (см. табл. П 2.7).

Задаваясь выходом угольного концентрата при обогащении (85%), рас­ считывается количество угля, идущего на обогащение:

Таблица 4 2 0

Пооутная продукция коксохимического производства

15,06 —100 • 150,6/1000, где 150,6 —масса летучих компонентов, удаляемых в ходе коксования.

Масса хвостов углеобогащения, определяемая по разнице между коли­ чеством угля и концентрата, составит 113,2 кг/т Fe проката. При заданном содержании углерода в хвостах обогащения (12%, табл. П 2.8) его количе­ ство составит: 113,2 12/100 = 13,6 кг/т Fe проката. Масса углерода в ис­ ходном угле складывается из суммы масс углерода в угольном концентра­ те и хвостах углеобогащения: 426,8 + 13,6 = 440,4 кг/т Fe проката. Предпо­ лагая, что при обогащении углей сера и летучие распределяются между концентратом и хвостами пропорционально углероду, рассчитывается их количество в исходном угле. Таким образом, количество летучих в хво­ стах составит:

«151,7 = 4,7 кг/TFe проката,

440.4

где 13,6 и 440,4 - массы углерода в хвостах углеобогащения и в исходном уг­ ле, кг/т Fe проката; 151,7 - масса летучих в угольном концентрате, кг/г Fe проката.

Аналогично для серы:

где 13,6 и 440,4 - массы углерода в хвостах углеобогащения и в исходном уг­ ле, кг/т Fe проката; 4,8 - масса серы в угольном концентрате, кг/т Fe проката.

Масса золы, переходящей в хвосты, рассчитывается по разности ме­ жду общей массой хвостов и массами остальных компонентов —углерода, серы и летучих: 113,2 - 13,6 - 4,7 - 0,1 = 94,8 кг/т Fe проката. Результаты расчета количества и состава компонентов при обогащении угля приве­ дены в табл. 4.19.

С учетом того, что в летучих компонентах, удаляемых в процессе ко­ ксования, помимо коксового газа содержатся смолы, бензол, аммиак, се­ роводород, циан и прочие улавливаемые компоненты, для определения количества коксового газа необходимо задаться их массой (табл. 4.20). Как видно из данных табл. 4 .2 0 , в нашем случае она составляет 23,95 кг/т Fe проката. Вычитая эту величину из массы летучих компонентов угля и разделив на плотность коксового газа (0,45, см. табл. П 2.7), получаем объем образующегося коксового газа: (150,6 —23,95)/0,45 = 281,5 м3/т Fe проката.

4.5.2.6. РАСЧЕТ КОЛИЧЕСТВА ЭЛЕКТРОЭНЕРГИИ И ПОТРЕБНОСТИ В ЭНЕРГЕТИЧЕСКОМ УГЛЕ

Исходя из рассчитанных ранее расходов металлургического сырья и продукции и известных удельных расходов электроэнергии (табл. 4.21), оп­ ределим общую потребность в электроэнергии. В нашем случае она состав­ ляет 804,6 кВт • ч/т Fe проката.

Как правило, на ТЭС направляются доменный и коксовый газы за выче­ том количества, необходимого для нормального функционирования соот­ ветствующих производств (по 40% каждого, см. табл. П 2.4, П 2.7) - на на­ грев доменных воздухонагревателей и обогрев коксовых печей. Таким об-

Таблица 4.21

Баланс электроэнергии

Без учета очистки газов, образующихся при сгорании концентрата энергетического угля.

разом, на ТЭЦ направляется 836,2 м3 доменного и 168,9 м3 коксового газов. Рассчитаем низшую теплоту сгорания соответствующих газов. При этом не­ обходимо задаться составом коксового газа (табл. П 2.7); состав доменного газа был рассчитан ранее (см. табл. 4.17). Используем формулу

Q =(127,7 • СО + 108 • Н2 + 358 • СН4 + 590 • е д + 555 • QHj +

где а - степень дожигания газа, % (в данном примере - 95%, см. табл.

П 2.11).

Для доменного газа:

е яг = (127,7 21,433 + 108 • 1.036 + 358 • 0,166) • 95/100/4,18 = 661 ккал/м3.

Для коксового газа:

Q„ = (127,7 • 6,5 + 108 58 + 358 • 23 + 590 • 2 + 234 • 1) • 95/100/4,18 =

= 3805 ккал/м3.

Переведем полученные величины на условное топливо. Для доменного газа:

836,2 • 661/(7000 • 1000) = 0,079 т у.т./т Fe проката,

где 836,2 - количество сжигаемого на ТЭС доменного газа, м3/т Fe проката; 661 - низшая теплота горения доменного газа, ккал/м3; 7000 - теплота сго­ рания условного топлива, ккал/кг.

Для коксового газа:

168,9 • 3805/(7000 • 1000) = 0,092 т у.т./т Fe проката,

где 168,9 - количество сжигаемого на ТЭС коксового газа, м3/т Fe проката; 3805 - низшая теплота горения коксового газа, ккал/м3.

Принимая, что для производства 1 кВт • ч электроэнергии необходимо 0,4 кг условного топлива (см. табл. П 2.11), рассчитываем количество элек­ троэнергии, полученной при сжигании этих газов:

(0,079 + 0,092)/0,4 • 1000 = 427,5 кВт • ч/т Fe проката.

Недостающее количество электроэнергии покрывается за счет сжига­ ния концентрата энергетического угля. Поскольку теплота сгорания энер­ гетических углей близка к теплоте сгорания условного топлива, то количе­ ство концентрата энергетического угля, необходимое для производства не­ достающих 377,2 кВт • ч (см. табл. 4.21), составит: 377,2 • 0,4 = 151,0 кг/т Fe проката.

43.2.7. РАСЧЕТ ПОТЕРЬ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ МАТЕРИАЛОВ ПРИ ТРАНСПОРТИРОВКЕ

Потери железорудного концентрата при транспортировке были рассчи­ таны ранее (см. 4.5.2.4).

Аналогичным образом рассчитываются потери концентратов энергети­ ческого и коксующегося углей (доля потерь составляет 1,5%, см.

табл. П 2.9). Количество концентратов энергетического и коксующегося уг­ лей с учетом потерь при транспортировке составит:

151,0 + 151,0 — = 153,4 кг/т Fe проката,

100

где 151,0 - количество концентрата энергетического угля, кг/т Fe проката.

641,7 + 641,7 — = 651,3 кг/т Fe проката,

100

где 641,7 - количество концентрата коксующегося угля, кг/т Fe проката. Потери угольных концентратов соответственно 2,4 и 9,6 кг/т Fe проката.

4.5.2.8. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ДОБЫЧИ ЖЕЛЕЗНОЙ РУДЫ, МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ УГЛЕЙ И ФЛЮСА

С учетом того, что при добыче железной руды образуется около 2 т/т добытой руды вскрышной породы (см. табл. П 2 .1 0 ), общее ее количество составит 3283,4 • 2 = 6566,8 т.

Для получения концентрата углей (при указанном в табл. П 2 . 8 коэффи­ циенте обогащения) необходимо добыть 153,4/0,85 = 180,5 кг энергетиче­ ского угля и 651,3/0,85 = 766,2 кг коксующегося угля. Суммарное количест­ во вскрышной породы составит 946,7 кг/т Fe проката.

Для добычи 264,3 кг известняка необходимо извлечь из недр 132,1 кг пу­ стой породы.

Результаты расчета приведены на схеме движения материалов (рис. 4.8).

4.5.2.9. ОПРЕДЕЛЕНИЕ РАСХОДА ЭНЕРГИИ

Затраты энергоносителей на производство 1 т проката по рассматрива­ емой схеме производства проката складываются из количества коксующих­ ся углей (764,5 кг), энергетических углей (180,5 кг) и природного газа (145,1 м3). Таким образом, общие затраты энергии составили:

0,83 • (764,5 • 6290 + 180,5 • 7324 + 145,1 8284) • 4,18 =

= 25 427 544 кДж (или 25,4 ГДж),

где 0,83 - коэффициент полноты сгорания топлива; 6290, 7324 и 8284 - низшая теплота сгорания коксующегося угля, энергетического угля, ккал/кг и природ­ ного газа, ккал/м3, соответственно; 4,18 - коэффициент пересчета ккал в кДж.

4.5.2.10. РАСЧЕТ БАЛАНСА ЖЕЛЕЗА

Приходные и расходные статьи баланса рассчитываются путем умноже­ ния доли железа в соответствующих металлургических материалах на вели­ чину расходов этих материалов, определенную в вышеприведенных расчетах.

Приход железа - с железной рудой:

3283,4 • 33,51/100 = 1100,28 кг/т Fe проката,

где 3283,4 - расход железной руды, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4); 33,51 - со­ держание железа в исходной руде (см. табл. 4 .8 ).

Рис. 4.8. Движение основных твердых и жидких металлургических материалов при производ­ стве проката по схеме “кокс-агломерат-чугун-конвертерная сталь”

- с металлоломом и ферросплавами:

8,4 + 240,5 • 0,9703 = 241,75 кг/т Fe проката,

где 8,4 —приход железа с ферросплавами, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.2); 240.5 - расход лома “со стороны”, кг/т Fe проката, (см. 4.5.2.2.5); 0,9703 - додя жслсзз в ломе “со стороны (принимается равной доле железа в получаемом прокате - см. 4.5.2.1).

Расход железа

1)Выбросы в атмосферу в виде газов отсутствуют.

2)Выбросы в виде пыли:

-пыль ККЦ

2 • 1146,5/1000 = 2,3 кг/т Fe проката,

где 2 - количество неуловленной пыли, кг/т жидкой стали (см. табл. П 2.3); 1146.5 - количество получаемой жидкой стали, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.1).

- пыль ДЦ

2 • 859,8/1000 = 1,7 кг/т Fe проката,

где 2 - количество неуловленной пыли, кг/т чугуна (см. табл. П 2.4); 859,8 - количество получаемого чугуна, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.5).

- пыль АГП

5 1283,8/1000 = 6,4 кг/т Fe проката,

где 5 - количество неуловленной пыли, кг/т агломерата (см. табл. П 2.5); 1283,8 - количество получаемого агломерата, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.3.3).

- пыль ГОК

5 1197,2/1000 = 6,0 кг/т Fe проката,

где 5 - количество неуловленной пыли, кг/т концентрата (см. табл. П 2.6); 1197,2 - количество получаемого железорудного концентрата, кг/т Fe про­ ката (см. 4.5.2.4).

- потери при транспортировке

47,9 • 0,6958 = 33,32 кг/т Fe проката,

где 47,9 —количество потерь железорудного концентрата при транспорти­ ровке, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4); 0,6958 - массовая доля железа в перево­ зимом концентрате (см. 4.5.2.3.1).

Итого выбросов в виде пыли:

2,3 • 0,55 + 2 • 0,48 + 5 • 0,4 + 6 • 0,6958 + 33,32 = 43,01 кг/т Fe проката.

3)Переходит в техногенные грунты:

-с хвостами обогащения руды

1732 1197,2/1000 • 0,1269 = 263,07 кг/т Fe проката,

где 1732 —количество хвостов обогащения руды, кг/т железорудного кон­ центрата (см. 4.5.2.3.1); 1197,2 —количество получаемого железорудного концентрата, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4); 0,1269 —доля железа в хвостах обогащения руды (см. 4.5.2.3.1).

- в ЗЦЩ

10 • 1030,6/1000 • (100 - 14)/100 • 0,567 + 25 1146,5/1000 • 0,55 = = 20,79 кг/т Fe проката,

где 10 - количество замасленной окалины ПП, кг/т Fe проката (см. табл. П 2.1);

0,567массовая доля железа в окалине и шламах, доли ед. (см. табл. П 2 .1 ); 14 - содержание масел в шламах, масс.% (см. табл. П 2.1); 1030,6 - количе­ ство получаемого проката, кг/т Fe проката; 25 - количество образующихся шламов в ККЦ, кг/т жидкой стали (см. табл. П 2.3); 1146,5 - количество по­ лучаемой жидкой стали, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2); 0,55 - доля железа в шламах ККЦ (см. табл. П 2.3).

Итого переходит в техногенные грунты - 283,86 кг/т Fe проката.

4)Переходит в попутную продукцию:

-доменный шлак

186 • 859,8/1000 • 0,658/100 • 56/72 = 0,82 кг/т Fe проката,

где 186количество доменного шлака, кг/т чугуна (см. 4.5.2.3.3); 859,8 - ко­ личество чугуна, кг/т Fe проката (см. 4 .5.2.2.5); 0,658 —содержание FeO в до­ менном шлаке, масс.% (см. табл. 4.16); 56/72 - доля железа в FeO.

- количество железа в конвертерном шлаке 102,6-18 56

1 0 0 ---- 72 = 1 4 , 3 5 КГ^Т Fe пРоката’

где 102,6 —количество конвертерного шлака, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.4), 18 - содержание FeO в конвертерном шлаке (см. табл. П 2.3).

Итого переходит в попутную продукцию —15,17 кг/т железа про­ ката.

5) Попадает в готовую продукцию (прокат) - 1 0 0 0 кг (поскольку расчет ведется на тонну железа проката).

Баланс железа приведен в табл. 4.22.

4.5.2.11. РАСЧЕТ БАЛАНСА СЕРЫ

Баланс серы составляется аналогично балансу железа.

Приход серы Железная руда:

3283,4 • 0,163/100 • 32/80 = 2,13 кг/т Fe проката,

где 3283,4 - количество добываемой руды, кг/т Fe проката (см. 4-5-2-4): 0,163 - содержание S03 в железной руде, масс.% (см. табл. 4.8); 32/8и Д°ля

серы в S03.

Металлолом и ферросплавы:

5,1 • 0,02/100 + 13,6 • 0,03/100 + 20 • 0,04/100 + 240,5 • 0,015/100 =

= 0,05 кг/т Fe проката,

где 5 ,1 , 13,6 и 2 0 , 0 - удельный расход ферросилиция, ферромарганца и фер­ рохрома в ККЦ, кг/т Fe проката, соответственно (см. 4.5.2.2); 0,02, 0,03 и 0,04 - содержание серы в ферросилиции, ферромарганце и феррохроме, масс.%, соответственно (см. табл. 4.9); 240,5 - количество лома “£° СТ0 Р°‘ ны”, кг/т Fe проката; 0,015 - содержание серы в ломе (принято по аналогии с маркой производимого проката).

Известняк:

(155,8 + 108,5) • 0,05/100 • 32/80 = 0,05 кг/т Fe проката,

где (155,8 + 108,5) - расход известняка на аглодоменное производств0 и про­ изводство извести для ККЦ, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.3.2 и 4.5.2.2.3); 0,05 - содержание S03 в исходном известняке, масс.% (см. табл. 4.8); 32/80 - доля серы в S03.

Уголь коксующийся:

754,9 • 0,66/100 = 5,02 кг/т Fe проката,

где 754,9 - количество коксующегося угля для производства требуемого ко­ личества кокса, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.5); 0,66 - содержание серы в кок­ сующемся угле, масс.% (см. табл. 4.19).

Уголь энергетический:

151,0 • 0,66/100 = 1,00 кг/т Fe проката,

где 151,0 - количество энергетического угля для производства недостающе­

где (1197,2 + 651,3 + 153,4)-количество перевозимых материалов (железная РУДа, коксующийся уголь, энергетический уголь соответственно), кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4 и 4.5.2.7); 3 —расход дизельного топлива на перевозку 1 т груза на расстояние 1000 км (см. табл. П 2.9); 1,5 —содержание серы в ди­ зельном топливе, масс.% (см. табл. П 2 .9 ).

4 .5 .2 .7 ); 0 , 7 5 - содержание серы в концентрате коксующегося угля (в энер­ гетических углях принято по аналогии), масс.% (см. табл. 4.19), 5 —выбросы пыли в условиях ГОК, кг/т железорудного концентрата (см. табл. П 2.10); 1197,2 - количество железорудного концентрата, кг/т железа проката (см. 4.5.24); 5 - выбросы пыли АГП кг/т агломерата (см. табл. П 2.5); 1283,8 - количество агломерата, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.3.3), 0,012 —содержание SO3 в агломерате, масс.% (см. табл. 4.14); 2 —выбросы пыли ДЦ, кг/т чугуна (см. табл. П 2 .4 ); 859,8 - количество чугуна, кг/т Fe проката (см. 4.5.12.5); 5 - выбросы пыли при обогащении углей, кг/т угольного концентрата (см. табл. П 2.8); (151,1 + 651,3) - количество концентрата энергетического ико­ ксующегося углей, кг/т железа проката (см. 4.5.2.6); 2 - выбросы пыли ИОЦ, кг/т известняка (см. табл. П 2.12); (108,5 + 155,8) - количество извест­ няка для производства извести и аглодоменного производства, кг/т Fe про­ ката; 0,05 - содержание S03 в известняке, масс.% (см. табл. 4.8).

3)Переходит в техногенные грунты:

-хвосты обогащения руды

10 • 173,2 • 1197,2/1000 • 0,25/100 • 32/80 = 2,07 кг/т Fe проката,

где 173,2 - количество хвостов, кг/100 кг железорудного концентрата (см. 4.5.2.3.1); 1197,2 - количество получаемого концентрата, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4); 0,25 - содержание S03 в хвостах обогащения железной руды, масс.% (см. табл. 4.12); 32/80 - доля серы в S03.

- хвосты обогащения угля

(180,0 - 151,1 + 754,9 - 651,3) • 0,13/100 = 0,17 кг/т Fe проката,

где (180,0 - 151,1 + 754,9 - 651,3) - количество хвостов углеобогащения, кг/т Fe проката; 0,13 - содержание серы в хвостах углеобогащения, масс.% (см. табл. 4.19).

4) Переходит в попутную продукцию: - попутная продукция КХП

150,6 • 0,98/100 = 1,47 кг/т Fe проката,

где 150,6 - количество попутной продукции, кг/т Fe проката (см. табл. 4.19); 0,98 - содержание серы в попутной продукции, масс.% (см. табл. 4.19).

- доменный шлак (1283,8 • 0,012/100 • 32/80 + 414,0 • 0,68/100) • 85/100 = = 2,45 кг/т Fe проката,

где 1283,8 и 414,0 —расход агломерата и кокса в ДЦ, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.3.3); 0,012 —содержание S03 в агломерате, масс.% (см. табл. 4.14);

32/80 —доля серы в S03; 0,68 —содержание серы в коксе, масс.% (см. табл. 4.19).

- конвертерный шлак (0,02 • 859,8/100 + 0,05 + 54,89 • 0,09/100 • 1146,5/1000 • 32/80) • 50/100 = = 0,09 кг/т Fe проката,

где 0 , 0 2 - содержание серы в чугуне, масс.% (см. табл. 4.15); 859,8 - количе­ ство чугуна, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.5); 0,05 - количество серы, приходя­ щее с ферросплавами и металлоломом, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.11); 54,89удельный расход извести в ККЦ, кг/т жидкой стали (см. 4.5.2.2.3); 0,09 - со-

содержание п.п.п. (С02) в железной руде, масс.% (см. таОд. 4.8); 12/44 - доля

углерода в С 02.

Металлолом и ферросплавы:

13,6 • 1 /ЮО + 20 • 2/100 + 240,5 • 0,25/100 = 1,14 кг/т Fe проката,

где 13,6 и 20,0 - удельный расход ферромарганца и феррохрома в ККЦ, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.2); 1 и 2 - содержание углерода в ферромарганце и феррохроме, масс.% (см.табл. 2.4); 240,5 - количество лома “со стороны”, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.2.5); 0,25 - содержание углерода в ломе (принято по аналогии с маркой производимого проката (см. 4.5.2.1).

Известняк:

(155,8 + 108,5) • 43,73/100 • 12/44 = 31,52 кг/т Fe проката,

где (155,8 + 108,5) - расход известняка на аглодоменное производство и про­ изводство извести для ККЦ, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.3.2 и 4.5.2.2.3); 43,73 - содержание С 02 в исходном известняке, масс.% (см. табл. 4.8); 12/44 - доля серы в S03.

Уголь коксующийся:

754,9 • 58,33/100 = 445,99 кг/т Fe проката,

где 7 5 4 , 9 —количество коксующегося угля для производства требуемого ко­ личества кокса, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.5); 58,33 - содержание углерода в коксующемся угле, масс.% (см. табл. 4.19).

Уголь энергетический:

151,1 58,33/100 = 88,14 кг/т Fe проката,

где 151,1 - количество энергетического угля для производства недостающе­ го количества электроэнергии, кг/т Fe проката (см. табл. 4.19); 58,33 - со­ держание углерода в энергетическом угле, масс.% (принято по аналогии с содержанием углерода в коксующемся угле).

Дизельное топливо:

(1197,2 + 651,3 + 153,4)-3-87

5,22 кг/т Fe проката,

1000 100

где (1197,2 + 651,3 + 153,4) - количество перевозимых материалов (железная руда, коксующийся уголь, энергетический уголь соответственно), кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4 и 4.5.2.7); 3 - расход дизельного топлива на перевозку 1 т груза на расстояние 1000 км (см. табл. П 2.9); 87 - содержание углерода в дизельном топливе, масс.% (см. табл. П 2.9).

Природный газ:

50 • 1197,2/1000 • 0,516 + 30 • 54,89 • 1146,5/1000 • 0,516 + + 80 • 1030,6/1000 • 0,516 = 74,84 кг/т Fe проката,

где 50 - расход природного газа на ГОК, м3/т железорудного концентрата (см. табл. П 2.6); 1197,2 - количество производимого концентрата, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4); 0,516 - масса углерода в 1 м3 природного газа, кг; 30 - расход природного газа в ИОЦ, м3/т извести (см. табл. П 2.12); 54,89 - коли­ чество извести, необходимое для ККЦ, кг/т жидкой стали (см. 4.5.2.2.3);

Распределение углерода между выбросами различных видов для технологической схемы "агломерат-чугун-конвертерная сталь"

где (180,0- 151,1 + 754,9 -651,3) - количество хвостов углеобогащения, кг/т Fe проката; 12 - содержание углерода в хвостах углеобогащения, масс.% (см. табл. П 2.8).

Итого переходит в техногенные грунты - 61,45 кг/т Fe проката. 4) Переходит в попутную продукцию:

-попутная продукция КХП

150.6• 1,63/100 = 2,46 кг/т Fe проката,

где 150,6 - количество попутной продукции КХП, кг/т Fe проката (см. табл. 4.19); 1,63 - содержание углерода в попутной продукции КХП, масс.% (см. табл. 4.19).

Итого переходит в попутную продукцию - 2,46 кг/т Fe проката. 5) Попадает в готовую продукцию (прокат):

1030.6 • 0,25/100 = 2,58 кг/т Fe проката,

где 1030,6 —количество производимого проката, кг/т Fe проката (см. 4.5.2.1); 0,25 - содержание углерода в прокате, масс.% (см. 4.5.2.1 ).

Результаты расчета приведены в табл. 4.24.

Распределение углерода между выбросами различных видов для техно­ логической схемы “агломерат—чугун—конвертерная сталь” рассчитывается по расходным статьям баланса углерода с учетом вида выбрасываемого уг­ лерода (табл. 4.25). Например, по статье “аглогаз” выбросы углерода в виде

Выбросы пыли на основном и вспомогательном производстве

СО составляют

80,30 • ( 1 0 0 - 80)/100 = 16,06 кг,

где 80,30 —выбросы углерода с аглогазом, кг/т Fe проката (см. табл. 4.24); 80 - выбросы углерода в виде С 02, масс.% (табл. П 2.5).

4.5.2.13. РАСЧЕТ ВЫБРОСОВ ПЫЛИ

Расчет выбросов пыли проводится путем умножения принятой ранее ве­ личины безвозвратных потерь пыли на количество продукции соответству­ ющего производства. Данные по выбросам пыли вспомогательных произ­ водств приведены в табл. П 2.12. Например, при добыче железной руды вы­ бросы пыли составят:

5-3283,4 . , АГ% . _

----------- = 16,42 кг/т Fe проката. 1000

Результаты расчета по всем производствам приведены в табл. 4.26. Та­ ким образом, общие выбросы пыли составляют 124,25 кг/т Fe про­ ката.

4.5.2.14. РАСЧЕТ ВЫБРОСОВ ГАЗОВ

1 . Продукты горения дизельного топлива при перевозке материалов. Для расчета используются данные табл. П 2.9). Известно, что при пере­

мещении 1 т грузов на расстояние 1 0 0 0 км расход дизельного топлива соста­ вляет 3 кг, тогда для общего количества перевозимых материалов (1197,2 + 153,4 + 651,3 = 2001,9 кг) находим расход дизельного топлива на 1т железа получаемого проката:

3-(1197,2 + 651,3 + 153,4) = 6,006 кг/т Fe проката,

1000

где 3 - расход дизельного топлива для транспортировки 1 т груза на расстоя­ ние, равное 1000 км, кг (см. табл. П 2.9); (1197,2 + 651,3 + 153,4) - количест­ во перевозимых материалов (железорудного концентрата, концентратов

коксующегося и энергетического углей соответственно), кг/т Fe проката (см. 4.5.2.4 и 4.5.2.7).

Принимая, что содержание углерода и серы в дизельном топливе равно соответственно 87,0 и 1,5 масс.%, а 2% от массы углерода выбрасывается в виде СО, рассчитываем количество выбрасываемых газов:

С02:

2. Количество газов, образующихся в условиях АГП.

Расчет проводят путем умножения объема аглогаза (см. табл. 4.13) на соответствующий компонент (состав отходящих газов при агломерации см. в табл. П 2.5).

3. Потери доменного газа.

Количество газов по данному пункту рассчитывается, исходя из извест­ ного объема образующегося доменного газа и его состава (см. 4.5.2.3.3 и табл. 4.17), а также известной степени потерь доменного газа (см. табл. П 2.4).

4. В остальных случаях имеет место горение природного, доменного и коксового газов, а также дожигание газа в ККЦ.

Для расчета количества образующихся при этом газов используются дан­ ные химического состава исходных газов, степень дожигания, содержание кислорода и коэффициент избытка воздуха. Ниже приведен расчет продук­ тов горения 1 м3 природного газа следующего состава, об.%: CHt - 90; Q H 6 - 3; CjHg - 1,1; С4 Н 1 0 - 0,7; С5 Н 1 2 - 0,5; N2 - 3; С02 - 1,7 при степени дожига­ ния - 0,95, содержании кислорода - 21 об.%, коэффициенте избытка - 1,35.

Расход 0 2 на горение при коэффициенте расхода воздуха, равном единице:

\= (0,5 • (СО + Н2 + 3 • H2 S) + Z(m + п/4) • C„HJ/100 =

= (0,5 • (0 + 0 + 3 • 0) + (1 + 4/4) • 90 + (2 + 6/4) • 3 + (3 + 8/4) • 1,1 +

+ (4 + 10/4) • 0,7 + (5 + 12/4) • 0,5))/100 = 2,0155 м3 /м3 природного газа.

Объем С 02, образующийся при горении природного газа такого состава:

Объем СО, образующийся при горении природного газа приведенного выше состава:

Vco = (СО + СН4 + 2 • С2 Н6 + 3 • С3 Н8 + 4 • С4 Н1 0 +

+ 5 • С5 Н12) • (1 - 0 ,9 5 ) / 1 0 0 = ( 1 + 0 + 90 + 2 3 + 3 1 , 1 +4-0,7 +

+ 5 • 0,5) • ( 1 - 0,95)/100 = 0,0523 м3 /м3 природного газа.

4.5.2.15. СХЕМА ДВИЖЕНИЯ ОСНОВНЫХ МАТЕРИАЛОВ

Выполненные в разделах 4.5.2.1-4.5.2.14 расчеты позволяют составить графический вариант экобаланса - схему движения потоков основных ме­ таллургических материалов от извлечения из недр железной руды, угля и известняка до производства готового проката (см. рис. 4.8). В дальнейшем она может быть использована для исследования движения в металлургиче­ ском производственном цикле примесных и микропримесных элементов, т.е. для построения схемы движения потоков элементов (элементопотоков), что будет осуществлено в последующих разделах.

4.5.3. ПОКАЗАТЕЛИ, ХАРАКТЕРИЗУЮЩИЕ СТРУКТУРУ ЭКОБАЛАНСА

Обозначим основные показатели, с помощью которых целесообразно анализировать полученные результаты. Разделим их для удобства на три группы, соответствующие материалосбережению, энергосбережению и вы­ бросам в окружающую среду.

4.5.3.1. ПОКАЗАТЕЛИ РАСХОДА ПРИРОДНЫХ МАТЕРИАЛЬНЫХ РЕСУРСОВ

1 ) М) = руда + флюс + уголь ^ф иди кг/т

прокат

Показатель Mj - удельный расход сырьевых материалов - отражает “природоемкость” технологий и затраты природного сырья, необходимого для производства готовой продукции (в данном случае —металлургической). В статистике иногда применяют и другой показатель, обратный коэффици­ енту природоемкости, называемый в этом случае “показателем природной ресурсоотдачи” (например, урожайность пахотных земель).

Показатель М2 - коэффициент сокращения сплошной природной сре­ ды - отражает общее количество природных материалов, извлекаемых из недр Земли, необходимых для производства всех видов основной и попутной продукции. Этот показатель в отличие от предыдущего учитывает общее количество горной породы (т.е. природной среды), подвергнутой техноген­ ному воздействию. В рассматриваемых ниже примерах значения этого пока­ зателя не будут изменяться в существенных пределах, поскольку анализу подвергаются схемы, базирующиеся на одних и тех же исходных материа­ лах, но при сопоставлении разных месторождений руды, угля и флюсов по­ лучаемые результаты могут значительно различаться.

Естественно, что значения М2 будут высоки для технологий производства дорогостоящих редких, рассеянных и драгоценных металлов и материалов, причем даже в случае их высокой экономической эффективности. В будущем разумное ограничение значений показателя М2 сделает неизбежным развитие производства попутной продукции, что должно давать как общехозяйствен­ ные эффекты, так и эффект с точки зрения соблюдения “прав природы”.

Целесообразность применения показателя М3 - удельного расхода сырье­ вых материалов для производства основной и попутной продукции - обусло­ влена необходимостью квалифицированной оценки эффективности много­ целевых технологий. Использование М3 должно наглядно иллюстрировать преимущества инженерных решений, предусматривающих получение по­ путной продукции.

4)М4 - сквозной коэффициент извлечения основного элемента, измеря­ емый в долях%, от извлеченного из недр Земли количества элемента с твер­ дыми шахтовыми материалами. В роли основного элемента в данном случае выступает железо.

5)М5 = Fe*B+ F e ^ H- коэффициент потенциального техногенного накоп­ ления элемента, измеряемый в долях элемента, извлеченного из недр Земли с твердыми шихтовыми материалами. М5 показывает количество основного извлекаемого при реализации технологии металла или материала (основных металлов или материалов), которое попадает в техногенные грунты (сущест­

вует потенциальная возможность использования этих грунтов в будущем, как уже отторгнутых от природной среды участков). Значение данного показате­ ля будет возрастать при оценке эффективности технологий переработки ком­ плексных руд, когда на выходе технологической цепочки будут находиться сразу несколько продуктов переработки. В этом случае М5 должен, по-види­ мому, определяться как средневзвешенное значение для всех потенциально извлекаемых компонентов комплексного природного материала.

FeXB доля железа в хвостах обогащения, отнесенная к количеству железа, извлеченного из недр, %.

Fe3iUH ~ доля железа в техногенном месторождении (золошламонакопителе), отнесенная к количеству, извлеченному из недр, %.

Данный показатель иллюстрирует, насколько анализируемая техноло­ гия близка к идеалу с точки зрения использования энергии, поскольку рас­ ход углерода-восстановителя показывает минимальное количество углеро­ да как химического агента, необходимого для экстракции металла из руды (а в общем случае - из природных или техногенных материалов вообще).

Следует отметить, что в случаях применения в качестве энергетическо­ го или восстановительного больших количеств водорода (или других восста­ новителей, например, при металлотермических процессах) необходима кор­ ректировка показателей Э3 и Э5.

4.5.3.3. ПАРАМЕТРЫ ВЫБРОСОВ В ОКРУЖАЮЩУЮ СРЕДУ

1)В! - показатель суммарных выбросов в атмосферу вредных газов (СО, SO,, NO,) и пыли, кг/т Fe проката.

Структура этого показателя определяется требованиями ГОСТа РФ, а его значение контролируется соответствующими природоохранными службами.

2)В2 - коэффициент депонирования мелкодисперсных отходов, кг/т Fe

проката.

Показатель В2 характеризует количество материалов всех видов, посту­ пающих на хранение в ЗШН.

3)В3 = вскрышная порода + хвосты + ЗШН, т/т Fe проката, - показатель накопления техногенных грунтов.

Данный показатель характеризует общее количество техногенных матери­ алов на поверхности Земли в результате реализации конкретной технологии.

Показатели В,, В2 и В3 иллюстрируют степень преобразования челове­ ком окружающей природной среды в результате техногенных воздействий. Очевидно, что чем ниже значения этих показателей, тем в меньшей степени нарушаются “права природы”.

4)В4 - показатель эмиссии парниковых газов, кг/т Fe проката. Выделение данного показателя связано с тем значением, которое в пос­

ледние годы придает мировое сообщество проблеме “парникового эффек­ та”. Для данного показателя учитываются выбросы С 02. Не вдаваясь здесь в суть проблемы парниковых газов, отметим, что важность столь тщатель­ ного учета выбросов С 02 промышленным предприятием у ряда специали­ стов вызывает обоснованные сомнения.

4.5.4.ОЦЕНКА ЭКОБАЛАНСОВ ПРОИЗВОДСТВА ПРОКАТА ДЛЯ РАЗЛИЧНЫХ СХЕМ ПОДГОТОВКИ СЫРЬЯ

КДОМЕННОМУ ПЕРЕДЕЛУ

Проведем вначале оценку экобалансов производства чугуна в доменных печах при различных схемах подготовки сырья к доменной плавке. Такой расчет необходим также для сокращения вычислений экобалансов произ­ водства стали.

Для всех рассматриваемых вариантов (табл. 4.28) остается неизменной технологическая цепочка металлургических агрегатов и технологий, следу­ ющих за доменной печью: доменная печь-кислородный конвертер- МНЛЗ-прокатное производство. Различными являются способы окускова-

Основные показатели экобалансов для различных схем производства проката и подготовки сырья к доменной плавке

нили небольшие аглофабрики для организации производственного рециклинга. По-видимому, дальнейшие исследования по оптимизации рассмот­ ренных технологических схем приведут к нахождению ресурсо-экологиче­ ского оптимума в соотношении окатыши/агломерат в доменной шихте.

Вариант “кокс-А-Ч-К(кокс)” с минимально возможным для условий Европейской части России расходом кокса (около 440 кг/т чугуна без при­ менения добавок к доменному дутью) является безусловно лучшим по эко­ номическим параметрам, однако он уступает, хотя и немного, по всем пози­ циям ресурсосбережения и выбросов в окружающую среду варианту “кокс—НО—Ч—К(рециклинг)” и лишь незначительно превосходит другие ва­ рианты. Этот неожиданный результат связан с многообразием функций до­ менного производства на металлургическом предприятии полного цикла: в рассматриваемом случае снижение расхода кокса привело к уменьшению количества и теплотворной способности доменного газа, что, в свою оче­ редь, стало причиной дефицита электроэнергии в общем балансе электро­ энергии предприятия. Недостаток электроэнергии был восполнен за счет сжигания энергетического угля на ТЭС, что резко ухудшило вышеупомяну­ тые показатели экобаланса рассматриваемой технологической схемы. Осо­ бенно хорошо это подтверждается показателем Э5, который для схемы “кокс-А-Ч-К(кокс)” почти в 1,3 раза выше, чем в других вариантах.

Итак, учитывая вышесказанное, для анализа технологических схем с различными способами получения жидкой стали в качестве базового для расчета экобалансов производств стали выбираем вариант с производством окускованного продукта для доменной плавки с помощью только аглопро­ цесса (“кокс-А -Ч -К ”).

4.5.5. ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ ОСНОВНЫХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ

ПРОИЗВОДСТВА ЖИДКОЙ СТАЛИ

Проведенные необходимые предварительные расчеты позволяют перейти к выполнению основной задачи - анализу экобалансов производства жидкой стали с применением кислородно-конвертерного, мартеновского и электросталеплавильного процессов при использовании в сталеплавильной шихте чугуна или металлизованных окатышей (табл. 4.30). Для всех рассма­ триваемых вариантов, как уже отмечалось ранее, принимаются одинаковые параметры сталеплавильной шихты: 70% чугуна или металлизованных ока­ тышей и 30% металлургического лома.

Основные результаты расчетов экобалансов для технологических схем с различными процессами производства жидкой стали приведены в табл. 4.31 и Приложении 4.

Проведенные расчеты основаны на базе данных, соответствующих ус­ ловиям работы металлургических предприятий Европейской части России. Между тем известно, что отечественные электропечи значительно уступа­ ют по параметрам расхода электроэнергии агрегатам, эксплуатируемым в передовых индустриальных странах. Так, расход электроэнергии на произ­ водство 1 т электростали в России составляет в среднем 570 кВт • ч, а с уче­ том потерь в токопроводах —870-920 кВт • ч. В США, странах ЕЭС и Япо­ нии средний номинальный расход электроэнергии для электропечей пере-

Основные показатели экобалансов для различных схем производства проката

Таблица П 1.1

Производство основных видов металлургической продукции предприятий отрасли в 1998 г.

Таблица П 1.2

Производство кокса в 1998 г.

Таблица П 1.3

Производство металла в 1998 г.

Таблица П 1.4

Производство металла на трубопрокатных заводах

Таблица П 2.1

Параметры работы прокатного производства