
книги из ГПНТБ / Сидоров, Н. Е. Технический прогресс и снижение энергоемкости продукции черной металлургии
.pdfвзамен чугуна в условиях работы металлургических за водов УССР.
В расчете принимаем: степень металлизации окаты шей— 92%; расход антрацита на 1 т металлизованных окатышей — 585 кг: удельную производительность уста новки «решетка — трубчатая печь» при производстве окатышей со степенью металлизации 92%, равную 0,335 т/м2, ч\ удельные капиталовложения на 1 т метал лизованных окатышей — 39,5 руб./т; остаточное содер жание углерода в металлизованных окатышах — 4,3%; расход металлизованных окатышей на 1 тмартеновской
стали — 270 |
кг, на |
1 т кислородно-конверторной ста |
ли — 350 кг; |
общий |
расход энергоресурсов и энергоза |
траты на 1 т передельного чугуна, выплавляемого в до
менных печах на обычной шихте, |
приняты по табл. 52. |
В тепловом отношении замена чугуна металлизован- |
|
ными окатышами эквивалентна |
его замене холодным |
ломом. Поэтому в целях сохранения теплового состоя ния сталеплавильных печей в них потребуется ввести определенное количество тепла, равное его физическо му содержанию в жидком чугуне. При замене окатыша ми 270 кг жидкого чугуна на каждую тонну выплавляе мой стали расход топлива в мартеновских печах дол жен быть увеличен на величину
|
0,2 х |
270 X |
1430 |
= 22,0 кг У- т., |
|
|
7 X |
Ю3 X |
0,5 |
|
|
где |
0,2 — теплоемкость |
жидкого чугуна, ккал/кг, °С; |
|||
[60] |
1430 — температура |
жидкого чугуна, °С; 7 X 103 — |
теплосодержание 1 кг у. т.; 0,5 — коэффициент использо вания тепла в мартеновской печи.
Следовательно, для сохранения теплового состояния
мартеновского |
процесса на 1 т стали в печь должно |
быть введено |
18,3 мг природного газа. |
Производительность печи в этом случае может оста ться неизменной, если будет усилена мощность газогорелочных устройств мартеновских печей.
Вмировой практике немало примеров плавки стали
вконверторах с заменой чугуна ломом. Так, в США
проведены опыты по выплавке стали в кислородном конверторе со 100% лома в шихте [123].
Для осуществления этого процесса был сооружен опытный 27-тонный конвертор и смонтирована установ
124
ка для предварительного нагрева лома. В среднем для 99 опытных плавок расход природного газа на нагрев лома (980° С) находился в пределах 31,2—37,4 м3/т лома. Кроме того, в печь загружались экзотермические добавки: уголь или кокс, карбид кальция, карбид крем ния, ферросилиций.
Проведенный эксперимент показал возможность вы плавлять сталь в конверторах на шихте из 100% лома при предварительном его нагреве вне конвертора и до бавлении в конвертор экзотермической смеси.
Предварительный нагрев лома, вводимого в 85-тон- ный конвертор, начали применять на одном из заводов Японии; это позволило заменить в шихте 40% жидко го чугуна ломом [215].
С 1965 г. применяется предварительный нагрев лома для повышения его доли в шихте до 35% в 125-тонных конверторах завода фирмы Висконсин стил в Саут-Чи- каго (США) [22].
На положительное влияние подогрева скрапа и за меняющих его брикетов до 600° С указывают данные [40]. В работе показано, что в этом случае удельный
расход электроэнергии |
на 1 г снижается на 18—20%, |
а производительность |
электропечей возрастает на 2%. |
В нашем случае ввод в конвертор на каждую тонну стали 350 кг металлизованных окатышей вместо жид кого чугуна уменьшает приход тепла в количестве 126X103 ккал/т стали. Это тепло может быть введено либо путем подачи в конвертор нагретых окатышей, либо путем непосредственной загрузки в печь топлива,
например, малосернистого кокса. |
|
окаты |
||
Приняв |
степень нагрева |
металлизованных |
||
шей 850° С, |
определим потребность топлива на этот про |
|||
цесс: |
0,24 X 350 X 850 |
|
|
|
|
= 30 кг |
у. т., |
|
|
|
7 X Ю3 X 0,35 |
|
|
|
где 0,24 — теплоемкость окатышей, |
ккал/кг, °С |
[172]; |
0,35 — коэффициент использования тепла газогорелочной
установки [229]. |
850° С |
окатыши внесут 68-103 ккал/т |
||
Нагретые |
до |
|||
стали. Остальная |
недостающая часть тепла, равная |
|||
(126 |
— 68) X |
103 = 58 X |
Ю3 ккал, должна быть введена, |
|
как |
указывалось |
ранее, |
путем сжигания в конверторе |
125
малосернистого кокса. Количество этого кокса должно составить
58 х Ю3 |
= 12,5 |
кг/т стали, |
7 X 103 • 0,65
где 7 X Ю3 — теплота сгорания кокса, ккал/кг\ 0,65 — коэффициент использования тепла в конверторе [96].
Естественно, в этом случае уменьшится производи тельность кислородных конверторов. Это уменьшение
Т а б л и ц а 54
ИЗМЕНЕНИЕ ЭНЕРГОЕМКОСТИ 1 т МАРТЕНОВСКОЙ СТАЛИ В СВЯЗИ С ПРИМЕНЕНИЕМ В ШИХТЕ МЕТАЛЛИЗОВАННЫХ ОКАТЫШЕЙ (270 кг/т ) ВЗАМЕН ЧУГУНА
Экономия энергоресурсов в связи с выводом из шихты части чугуна
со Я н стал чество Коли т 1
Дополнительный расход энерго ресурсов на производство ока тышей и непосредственно
в мартеновских печах
Я |
Я |
Коли чество н |
1 т стал |
Кокс сухой, скиповый, кг |
120 |
Антрацит, кг |
|
160 |
|||
Коксовая |
мелочь, кг |
22 |
Природный газ, м3 |
35 |
|||
Антрацит, |
кг |
17,5 |
В с е г о |
условного |
топ |
||
Природный газ, м3 |
31 |
лива, |
кг |
|
170 |
||
Коксовый газ, м3 |
12 |
|
|
|
|
||
Доменный газ, м3 |
245 |
Электроэнергия, кет • ч |
70 |
||||
В с е г о условного |
|
Общая |
дополнительная |
по- |
|||
топлива, кг |
235 |
||||||
требность |
энергоресурсов, |
||||||
Электроэнергия, кет • ч |
90 |
кг у. т. |
|
190 |
|||
Общая экономия энерго- |
265 |
Увеличение |
энергозатрат, |
||||
ресурсов, кг у. т. |
руб./т стали |
4—00 |
|||||
Снижение |
энергозатрат, |
|
|
|
|
|
|
руб./т стали |
8—00 |
|
|
|
|
можно принять пропорциональным увеличению содер жания углерода в шихте. При содержании углерода в чугуне 4,3% его количество на 1 т стали при расходе чугуна 870 кг составит 37,5 кг. Замена чугуна металлизованными окатышами приведет к увеличению прихода углерода на величину, содержащуюся в коксе, т. е. 0,8X12,5 = 10,0 кг/т стали. Следовательно, в нашем расчете в шихте кислородных конверторов содержание углерода возрастает с 37,5 до 47,5 кг/т стали, или на 25%. Во столько же раз, значит, уменьшится произво дительность кислородных конверторов.
126
В условиях работы предприятий черной металлургии при удельном расходе топлива в мартеновском произ водстве до 100 кг у. т. и чугуна 685 кг народнохозяй ственная энергоемкость 1 т мартеновской стали соста вит 780 кг у. т.
Ввод в мартеновскую шихту 40% металлизованных окатышей взамен чугуна существенно изменит энерго
емкость |
1 т мартеновской стали и структуру потребляе |
|||||||||
мых энергоресурсов. |
Это |
изменение |
обусловлено мень- |
|||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
55 |
|
ИЗМЕНЕНИЕ ЭНЕРГОЕМКОСТИ 1 пг КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТОРНОЙ |
|
|||||||||
СТАЛИ В СВЯЗИ С ПРИМЕНЕНИЕМ В ШИХТЕ МЕТАЛЛИЗОВАННЫХ |
|
|||||||||
ОКАТЫШЕЙ (350 кг/ m ) ВЗАМЕН ЧУГУНА |
|
|
|
|
||||||
|
|
|
|
со |
s |
Дополнительный расход энерго- |
|
|||
Экономия энергоресурсов |
|
X |
^ |
X ч |
||||||
1 |
О |
Н |
ресурсов на производство ока- |
, о £ |
||||||
шихты чугуна |
С |
Н |
|
тышей, |
на подготовку лома |
!§! |
||||
|
|
|
и непосредственно в конверторах |
|||||||
|
|
|
|
|
|
|||||
Кокс сухой скиповый, кг |
155 |
|
Антрацит, кг |
|
|
205 |
||||
Коксовая мелочь, кг |
|
28 |
|
Кокс, кг |
|
|
|
12,5 |
||
Антрацит, |
кг |
|
|
23 |
|
|
|
|
||
|
|
|
Природный газ, м 3 |
|
45 |
|||||
Природный газ, м 3 |
|
40 |
|
|
||||||
Коксовый газ, |
м3 |
|
16 |
|
В с е г о |
условного |
топ |
|
||
Доменный |
газ, |
м3 |
315 |
|
|
|||||
|
лива, |
кг |
|
|
230,0 |
|||||
В с е г о |
|
условного |
|
|
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
топлива, кг |
|
305 |
|
Электроэнергия, кет ■ч |
|
95 |
||||
Электроэнергия, кет. ■ч |
115 |
|
Общая |
дополнительная |
по- |
|
||||
Общая экономия энерго- |
|
|
|
требность |
энергоресурсов, |
|
||||
ресурсов, кг у. т. |
340 |
|
кг у. |
т. |
|
|
260,0 |
|||
Снижение |
энергозатрат, |
|
|
|
Увеличение |
энергозатрат, |
|
|||
руб./яг стали |
|
10— |
5—70 |
|||||||
|
руб./т стали |
|
||||||||
|
|
|
|
50 |
|
|
||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
шим расходом энергоресурсов в связи с уменьшением расхода чугуна на 1 т стали и их дополнительной по требностью на производство металлизованных окаты шей (табл. 54).
Аналогичными являются данные и по кислородно конверторному производству стали (табл. 55).
Из приведенных данных следует, что замена в ста' леплавильных шихтах 40% чугуна металлизованнымн окатышами существенно уменьшит энергоемкость стали и энергозатраты на ее производство. Так, народнохозяй ственная энергоемкость 1 т мартеновской стали умень
127
шится на 75, а кислородно-конверторной — на 80 кг у. т. В абсолютных цифрах она станет равной для мартенов ской стали 705, для кислородно-конверторной — 780 кг у. т. Главное же состоит в том, что в целом по черной металлургии более чем на 30% сократится потребность
вкоксе, отнесенная на 1 тполучаемой стали.
Всвязи с уменьшением удельного расхода энергоре сурсов и изменением структуры применяемого топлива при использовании металлизованных окатышей в стале плавильном производстве снизятся энергозатраты. Это
снижение составит: в мартеновском производстве — 4 руб./г стали, в кислородно-конверторном — 4,80 руб./г стали.
Таким образом, применение металлизованных окаты шей с высокой степенью их металлизации в сталепла вильных агрегатах является экономически выгодным ме роприятием, снижающим потребность энергоресурсов в стране, улучшающим структуру топливно-энергетиче ского баланса черной металлургии, повышающим эф фективность металлургического производства в целом.
В связи с тем, что народнохозяйственная капиталоем кость 1 г металлизованных окатышей (со степенью ме таллизации 92,5%) меньше капиталоемкости передельно го чугуна (112,3 руб./г против 166,5 руб./т), применение этого компонента в сталеплавильных шихтах снижает капиталоемкость стали. При замене 40% чугуна металлизованными окатышами народнохозяйственная капита
лоемкость 1 т мартеновской стали уменьшается |
с 204,8 |
до 189,7 руб./т, 1 т кислородно-конверторной |
стали — |
с 203,8 до 187,8 руб./г, т. е. на 7,4—7,9%. Это также подтверждает экономическую целесообразность исполь зования металлизованных окатышей в сталеплавильных агрегатах.
Глава IV
СНИЖЕНИЕ ПОТЕРЬ РУД И МЕТАЛЛА И ЭФФЕКТИВНОСТЬ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ЭНЕРГОРЕСУРСОВ В ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
Снижение потери руд и металла в самом металлур гическом производстве — немаловажный фактор повы шения эффективности черной металлургии. Такой вы вод вытекает из того, что только безвозвратные потери железа в отрасли составляют в среднем 7з его количе ства в погашенных запасах добываемых железных руд. Ежегодный экономический ущерб от этих потерь со ставляют многие сотни миллионов рублей [171, 173]. При этом в значительной степени необоснованными яв ляются и огромные затраты на топливо и другие виды энергоресурсов, связанные с их расходом на потерян ные материалы.
1.ФАКТИЧЕСКИЕ ПОТЕРИ ЖЕЛЕЗА И МАРГАНЦА
ВЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ УССР
Вгорнодобывающей промышленности основными пока зателями использования недр являются количественные
и качественные потери руд.
Качественные потери, или разубоживаниё,— резульзначениями промышленных запасов руд, оставленных
внедрах при добыче. На карьерах к этим потерям до бавляются потери руды с пустой породой, отправляемой
вотвал.
Качественные потери, или разубоживание,— резуль тат примешивания к руде пустых пород или неконди ционных руд.
На подземных рудниках различают потери руды в массиве (в целиках, на недоработанных участках, на
9 3-2750 |
129 |
контактах с вмещающими породами и т. д.) и потери отбитой руды (на лежачем боку залежи, в межвороноч ном пространстве, от неполноты выпуска и др.).
В зависимости от причин образования потери делят ся на общешахтные и эксплуатационные. Общешахт ные потери зависят главным образом от горногеологи ческих условий и организационных причин.
Основными причинами потерь из-за геологических условий являются:
—недостаточная изученность и разведанность ме сторождений;
—сложное строение и конфигурация рудных зале жей и в связи с этим приближенное определение истин ных контуров рудных тел;
—сложные гидрогеологические условия;
—значительное горное давление, приводящее к раз рушению целиков;
—низкая устойчивость пород висячего бока, что
часто требует оставления рудного целика мощностью до 2 м («рудная корка»).
Сувеличением глубины горных работ геологические
игидрогеологические условия разработки рудных за лежей усложняются, что приводит к необходимости списания в потери запасов, сосредоточенных в нарушен ных и обводненных участках.
Значительную часть общешахтных потерь составля ют потери руды в предохранительных целиках, которые оставляются для защиты поверхностных сооружений, водоемов, железнодорожных магистралей i других объ ектов от влияния горных разработок.
С 1961 по 1970 г. потери богатой руды в охранных целиках рудников Криворожского бассейна составили около 140 000 тыс. г, а в Никопольском марганцеворуд ном бассейне ■— 6500 тыс. г.
Общешахтные потери руды связаны также с недо статками в планировании и с некоторыми организаци онными причинами. К этим причинам относятся:
—погрешности при подсчете потерь и разубоживание руды;
—недостаточно обоснованная экономическая оцен ка запасов при разделении их на балансовые и заба лансовые;
130
—отсутствие научно обоснованных нормативов по терь и разубоживания;
—недостатки при проектировании предприятий гор норудной промышленности, связанные с отсутствием проектах обоснований размеров потерь и разубожи вания и оценки экономического ущерба от этих сверхнор
мативных потерь;
— планирование завышенного содержания металла
вруде, не соответствующее его содержанию в массиве;
—отсутствие материальной заинтересованности ра ботников предприятий в снижении потерь.
Погрешности при определении потерь и разубожива ния руды достигают 10—12% и связаны с недостаточ ной точностью оконтуривания залежей, определения объемного веса, содержания железа в руде, с отсутстви ем аппаратуры для съемки выработанного простран ства в труднодоступных местах, несовершенством мето дов учета потерь и разубоживания. Так, на некоторых предприятиях объемный вес руды и пород устанавли вается не по результатам фактических измерений, а по
данным, полученным |
при разведке |
месторождения. |
В действительности |
же по отдельным |
блокам колеба |
ния объемного веса могут достигать 0,3—0,4 т/м3, т. е. 18-12% [113].
Исходные данные о наличии ресурсов руд, опреде ленные со значительной погрешностью, используются для расчета потерь и разубоживания косвенным мето дом, который позволяет получать лишь приближенные показатели.
Рекомендуемый инструкцией прямой метод учета по терь и разубоживания более точен, но требует больше го объема полевых и камеральных работ и не применим при системах с выпуском руды под обрушенными по родами.
Не менее важной задачей является установление на учно обоснованных норм потерь и разубоживания руды.
Действующие на шахтах бассейна нормативы устаре ли и не способствуют снижению потерь, в связи с чем пересмотр их крайне необходим.
Пересмотру норм должна предшествовать экономи ческая оценка запасов, поскольку в настоящее время разделение запасов на балансовые и забалансовые не достаточно обоснованно. Так, по данным НИГРИ [3],
9 * |
131 |
|
& отдельных случаях на горнообогатительных комбина тах целесообразна эксплуатация руды с содержанием магнитного железа 16%.
К значительным потерям приводят недостатки в планировании содержания железа в добываемых ру дах. Плановое качество товарной руды устанавливает ся планирующими организациями по достигнутому уровню, который чаще всего выше возможного при нор мальной отработке запасов, находящихся на действую щих этажах.
Это вынуждает рудники хищническим образом отра батывать месторождения, используя в первую очередь участки с богатым содержанием железа.
Поскольку запасов руды с высоким содержанием же леза и фронта работ в пределах одного этажа для вы полнения плана добычи недостаточно, разработка ве дется на нескольких этажах, что усложняет организацию работ, снижает производительность труда и ухудшает технико-экономические показатели работы рудников.
Одновременная эксплуатация большого числа эта жей увеличивает срок их отработки, а следовательно, и воздействие горного давления на извлеченные запасы, приводя к значительным потерям при отработке «пико вых» (недоработанных) горизонтов на шахтах.
Фактические потери руды при доработке «пиковых» участков в 1,4—2,8 раза превышают нормативные.
Существующая форма материального поощрения рабочих и инженерно-технических работников рудников не способствует борьбе коллективов предприятий за снижение потерь и разубоживания руды, так как эти показатели оказывают незначительное влияние на ре зультаты текущей хозяйственной деятельности пред приятия.
Отчисления в госбюджет на геологоразведочные ра боты, фиксированные платежи производятся на 1 т до бытой руды, а не на 1 7 погашаемых запасов и, следо
вательно, |
не стимулируют |
более |
полное извлечение |
|
руды из недр. |
потери |
определяются главным |
||
Эксплуатационные |
||||
образом |
технологией |
разработки |
месторождения, при |
этом основными причинами сверхнормативных потерь являются: 1) несоответствие систем разработки горно геологическим условиям; 2) нарушение предусмотрен-
132
дых проектом параметров систем разработки и техно логии горных работ.
Применяемые в настоящее время на шахтах Криво рожского бассейна системы разработки характеризуют ся различным уровнем потерь и разубоживання.
Минимальные потери и разубоживание наблюдают ся при применении системы разработки с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью, но данная система разработки пока получила очень незна чительное распространение (по Криворожскому бассей ну менее 1% добычи).
Сравнительно небольшие потери и при применении этажно-принудительного обрушения. Однако примене ние данной системы разработки на Криворожском бас сейне ограничено, и ее удельный вес в общем объеме добычи руды составляет также менее 1%.
Наиболее высокие потери наблюдаются при приме нении этажно-камерной системы разработки, которая применяется для выработки залежей с крепкими вме щающими породами.
Потери при этих системах связаны с неизбежным образованием потолочин, междукамерных целиков и днищ, руды из которых отдельно не извлекаются, а включаются в запас потолочин камер на нижнем этаже. Днище обрушается одновременно с потолочиной, и за пасы его, как правило, теряются, поскольку обычно пробурить в нем скважины не представляется возмож ным. Междукамерный целик обрушивается одновремен но с потолочиной, при этом значительная часть запасов руды теряется [9, 135],
Потери руды при отработке целиков достигают 48— 55%, а в отдельных случаях — 80—90%.
Так как этажно-камерными- системами разработки добывается около Vs количества руды подземной добы чи, вопросам снижения потерь руды при применении данной системы разработки должно уделяться особое внимание.
Существенные потери руды наблюдаются по причи нам, общим для различных систем разработки. К та ким причинам относятся: несвоевременное крепление выработок доставки; недостаточное разбуривание мас сива; нарушение режима выпуска руды из блоков; под работка запасов верхних горизонтов; несвоевременная
13S