Теория и технология металлургии стали. Энергетика, технология и экология сталеплавильных процессов. Учебно-методическое пособие

1.2. Структура энергоемкости производства чугуна и стали

Вчернойметаллургииосновнойвкладвсуммарнуюэнергоемкость производства стали и проката вносит передельный чугун. Расчет энергоемкости любого процесса проводится суммированием произведений значений удельных энергоемкостей расходуемых материалов и энергоносителей (ГДж/ед.) на величину их расхода (кг/т, м3/т). Следует иметь в виду, что абсолютные значения удельных энергоемкостей материалов и энергоносителей могут колебаться в зависимости от региональных и технологических условий. Структура энергоемкости передельного чугуна ОАО «Северсталь» отражена в табл. 1.2.

Таблица 1.2

Энергоемкость производства передельного чугуна на ОАО «Северсталь»

Представленные данные показывают, что доля энергетической составляющей в суммарной энергоемкости производства чугуна достигает 80 %, причем 60 % составляет доля кокса – основного энергоносителя. На долю сырьевых материалов приходится только 20 % суммарной энергоемкости чугуна.

В табл. 1.3 приведены данные изменения основных показателей работы доменных печей ОАО «Северсталь» за несколько лет. Видно, что суммарная энергоемкость доменного процесса оставалась практически постоянной. Таким образом, актуальная для любого металлур-

11

гического процесса проблема снижения его удельной энергоемкости не была решена в течение достаточно длительного периода времени, несмотря на интенсификацию процесса за счет применения значительных объемов природного газа и кислорода. Это в свою очередь свидетельствует о достаточно высоком уровне технологии проведения доменной плавки на комбинате.

В промышленно развитых странах удельная энергоемкость чугуна составляет 20...22 ГДж/т. В России этот показатель заметно выше: 25,5...30 ГДж/т (табл. 1.4).

Таблица 1.4

Энергоемкость производства чугуна на предприятиях России

Тип сталеплавильного процесса оказывает определяющее влияние на расходчугунаи, какследствие, насуммарнуюэнергоемкостьпроцесса.

При анализе энергозатрат сталеплавильных процессов суммарную энергоемкость условно подразделяют на прошлые (косвенные) и настоящие (прямые) энергетические затраты. К прошлым энергетическим затратам относят энергоемкости составляющих металло-

12

шихты – чугуна, лома, окатышей, ферросплавов, а также извести, огнеупоров, электродов ДСП, к настоящим – энергоемкости топлива, электрической энергии, кислорода, инертных газов, т.е. материалов, используемых непосредственно в сталеплавильном агрегате. Расчетные значения энергоемкости различных сталеплавильных процессов приведены на рис. 1.1, где представлены значения суммарной энергоемкости, а также энергоемкости, рассчитанной по настоящим и прошлым энергозатратам на процесс [3].

Рис. 1.1. Энергоемкость сталеплавильных процессов:

ККП – кислородно-конвертерный; МСРП – мартеновский скрап-руд- ный; МСП – мартеновский скрап-процесс; ЭСП (лом) – электросталеплавильный на ломе; ЭСП (окат.) – электросталеплавильный на окатышах; ДПА – двухванный прямоточный агрегат

Суммарная энергоемкость возрастает с увеличением количества передельного чугуна и со снижением доли лома в металлошихте. Наименьшими значениями энергоемкости характеризуются процессы выплавки стали в мартеновских печах – 13,8 ГДж/т и в дуговых электропечах при работе на ломе – 13,4 ГДж/т. При использовании в ДСП окатышей энергоемкость стали возрастает до 29,1 ГДж/т. Все процессы с использованием жидкого чугуна в металлошихте отличаются более высокой энергоемкостью: для скрап-рудного мартеновского процесса Э = 23,8 ГДж/т, при использовании двухванного агрегата Э = 27,3 ГДж/т, для кислородно-конвертерного процесса

Э = 27,2 ГДж/т (табл. П2).

13

Принимая во внимание соотношение прошлых и настоящих энергозатрат, можно предположить, что для кислородно-конвертерного процесса, в котором доля настоящих энергозатрат не превышает 20 % его общей энергоемкости, инновационные мероприятия по снижению энергоемкости процесса, осуществляемые непосредственно в конвертере, будут малоэффективными. В качестве аллотермических вариантов кислородно-конвертерного процесса опробовали подогрев лома за счет сжигания углеродсодержащих материалов в токе кислорода и дожигание СО до СО2 над поверхностью шлака в конвертере. Однако оба варианта оказались технически труднореализуемыми, а экономически – малоэффективными и в результате не получили широкого развития.

Для дуговых электропечей, работающих на ломе, где доля настоящих энергозатрат достигает 45...50 % общих затрат, эффект использования альтернативных энергоносителей непосредственно в дуговой печи может быть достаточно высоким, что и было подтверждено многочисленными примерами их реализации на практике [4].

Наиболее эффективными в ДСП при использовании альтернативных энергоносителей являются следующие энергосберегающие технологии [5]:

•интенсивная продувка металла кислородом в период расплавления или совместно с углеродом в период рафинирования. Однако такая технология наряду с определенными преимуществами отличается повышенным угаром железа и снижением выхода жидкого металла;

•применение топливно-кислородных горелок (ТКГ) с удельной единичной мощностью до 6 МВт. Однако следует учитывать, что оно эффективно лишь в период подогрева лома и что по мере прогрева его поверхности лома степень использования теплоты пламени ТКГ заметно снижается;

•использование теплоты отходящих газов для подогрева лома в дуговых электропечах фирм VAI-Fuchs. Вариант энергетически эффективен: удельный расход электроэнергии снижается до 250...280 кВт·ч/т, однако требуют тщательного отбора и подготовки лома;

•обеспечение эффективного дожигания CO до CO2 над поверхностью ванны в рабочем пространстве ДСП. Степень дожигания может достигать 50 %; при степени усвоения теплоты 60 % экономия электрической энергии может достигать 120 кВт·ч/т;

•работа со вспениванием шлаков в целях экранизирования электрических дуг и повышения энергетического КПД процесса;

14

• работасоставлениемчастижидкогометаллаишлакавДСП(так называемый режим работы «на болоте»).

1.3. Энергетические параметры сталеплавильных процессов

Важным суммарным показателем энергетики сталеплавильных процессов может служить сквозной энергетический КПД процесса η∑ по всему технологическому циклу, рассчитываемый как отношение количества полезно используемой теплоты процесса, равного сумме энтальпий стали и шлака qст + qшл, к суммарному количеству затрачиваемой на процесс теплоты Qзатр, эквивалентному суммарной энергоемкости сталеплавильного процесса Э∑.

В табл. 1.5 приведены расчетные значения сквозных энергетических КПД различных сталеплавильных процессов η∑ с учетом энергетических КПД агрегатов η1 и суммарной энергоемкости процесса Э∑. Как показывают приведенные данные, указанные процессы имеют достаточно низкие значения η∑, что подчеркивает важность поиска и реализации новых инновационных направлений повышения энергетической эффективности и снижения суммарной энергоемкости процессов Э∑.

1.3.1. Первичные и произведенные энергоносители

Как уже указывалось, используемые в металлургии энергоносители подразделяют на две основные группы:

1) первичные энергоносители – органические топлива («солнечные консервы», по В.И. Вернадскому), к которым относятся природный газ, мазут, энергетический уголь, кокс. При их применении в

15

металлургических агрегатах энергетическая эффективность энергоносителей этой группы определяется двумя параметрами:

•энергетическим эквивалентом – теплотворной способностью топлива Qрн, ГДж/ед.;

•коэффициентом полезного теплоиспользования ηКПТИ, зависящим от конструкции агрегата и условий сжигания топлива. Этот параметр определяет количество теплоты, полезно усвоенной нагреваемым объектом, т.е.

qпол = Qрн ηКПТИ;

2) произведенные (производные) энергоносители, получаемые в специальных устройствах, – электрическая энергия, энергия инертных газов, кислорода, сжатого воздуха, пара и т.д. При использовании энергоносителей этой группы необходимо учитывать два энергетических параметра:

•удельную энергию, высвобождаемую и полезно аккумулируемую ванной при использовании произведенного энергоносителя

втехнологическом процессе, – qпол, ГДж/ед.;

•удельную энергию, затрачиваемую на производство единицы данного энергоносителя в специальном устройстве (суммарную энер-

гоемкость произведенного энергоносителя), – Qзатр, ГДж/ед. Суммарная эффективность использования произведенных энер-

гоносителей в металлургических агрегатах оценивается суммарным (сквозным) значением энергетического КПД данного энергоносителя, определяемого соотношением

ηэнерг = qпол . Qзатр

Проиллюстрируем высказанное положение на примере получения одногоизосновныхвидовпроизведенныхэнергоносителей– электрической энергии. Ниже приведены варианты расчета сквозных энергетических КПД ряда произведенных энергоносителей, используемых в современных дуговых электропечах.

Вариант 1. Использование электрической энергии

Основное количество электрической энергии в России получают на тепловых станциях (ТЭС). Коэффициент полезного действия современных ТЭС изменяется от 0,32 до 0,40. При среднем значе-

16

нии КПД, равном 0,35, для получения 1 кВт·ч электрической энергии (1 кВт·ч = 3,6 МДж) необходимо затратить тепловой энергии 3,6 МДж/0,35 = 10,3 МДж. При последующем превращении 1 кВт·ч электрической энергии в тепловую в условиях ДСП с энергетическим КПД ηΣ = 0,68 получаем количество полезной теплоты, равное qпол = = 3,6 МДж · 0,68 = 2,45 МДж.

Следовательно, усредненное значение сквозного энергетического КПД процесса превращения электрической энергии в тепловую по технологической цепочке ТЭС–ДСП составляет ηΣ = = 2,45 МДж/10,3 МДж = 0,24 (24 %).

При подаче 1 кВт·ч электрической энергии на агрегат печь-ковш АПК(ηэнерг = 0,45) количествополезнойтеплотыqпол = 3,6 МДж· 0,45 =

=1,63 МДж, сквознойэнергетическийКПДηΣ =1,63 МДж/10,3 МДж=

=0,16 (16 %).

Впоследнее время в сталеплавильных процессах и прежде всего при выплавке стали в ДСП широко применяют альтернативные энергоносители, что связано с особенностями распределения настоящих и прошлых энергетических затрат в тепловых балансах кислородно-конвертерного и электросталеплавильного процессов. Для кислородно-конвертерного процесса, в котором доля настоящих затрат не превышает 20 %, инновационные мероприятия по снижению энергоемкости процесса, осуществляемые непосредственно в конвертере, будут малоэффективными. В ДСП, работающей на ломе, доля настоящих затрат достигает 40...50 %. В результате эффект использования альтернативных источников энергии будет значительно выше, что подтверждается современной практикой [5].

Энергетическую эффективность применения произведенных энергоносителей необходимо оценивать путем сравнения их энергетиче-

ского КПД ηΣ со значением энергетического КПД работы ДСП при использовании только электрической энергии.

Кроме того, необходимо учитывать, что при применении альтернативных энергоносителей изменяются статьи теплового баланса и суммарная энергоемкость процесса ЭΣ, ГДж/т.

Вариант 2. Работа с жидким остатком, плавка на «болоте»

Работа ДСП с оставлением части жидкого металла и шлака при использовании эркерного выпуска приводит к ряду преимуществ, однако энергетическая эффективность варианта не очевидна. Для расчета

17

приняли условие, что жидкий остаток в ванне состоит из 0,15 т металла и 0,1 т шлака на 1 т выплавляемой стали. Количество оставленной в ванне и полезно используемой теплоты qпол = qст + qшл = 315 + + 233,5 = 548,5 МДж/т стали (152 кВт·ч/т).

Количество затраченной теплоты определяется удельной энергоем-

костью Эуд и массой Мст жидкого остатка в ДСП, т.е. Qзатр= Эуд Мст = = 15 ГДж/т · 0,15 т/т = 2,25 ГДж/т стали.

Сквозной энергетический КПД данного варианта ηΣ = = 548,5 МДж/т : 2250 МДж/т = 0,245 (24,5 %) т.е. практически ра-

вен КПД при использовании в ДСП только электрической энергии.

Вариант 3. Работа с использованием жидкого чугуна

Работа современных ДСП с использованием жидкого передельного чугунадостаточнораспространенавпрактикеинтегрированныхзаводов. За счет использования в ванне физической (qфиз) и химической теплоты (qхим) жидкого чугуна экономится значительное количество электрической энергии. Однако при суммарной оценке энергетической эффективности этого варианта необходимо учитывать высокую исходную энергоемкость чугуна, равную в среднем 25 ГДж/т. В результате сквозной энергетический КПД ηΣ этого варианта может оказаться относительно невысоким, чтоподтверждаетсяпроведеннымнижерасчетом.

Расчетвыполненприусловииприменения20 % жидкогочугунавметаллошихте. Количество теплоты, вводимой с жидким чугуном, равно

qпол= qфиз + qхим = 210 МДж/100 кг. При условии введения 200 кг жидкого чугуна на 1 т стали непосредственно в ванну поступает 420 МДж/т, что

даетэкономиюэлектрическойэнергии, эквивалентную116,6 кВт·ч/т. Значение Qзатр определяется удельной энергоемкостью 200 кг жид-

кого чугуна и составляет 25 ГДж/т · 0,2 т/т = 5000 МДж/т.

Сквозной суммарный энергетический КПД этого варианта

ηΣ = 420 МДж/т : 5000 МДж/т = 0,085 (8,5 %), т.е. ниже КПД процесса при использовании исключительно электрической энергии. Следовательно, рассматриваемый вариант является энергетически затратным и неэффективным.

Вариант 4. Окисление железа при продувке жидкой ванны газообразным кислородом

При невысоком содержании углерода в ванне возможно развитие реакций окисления железа:

18

Суммарное количество аккумулируемой жидкой ванной полезно используемой теплоты при принятом соотношении окисления железа

до FeO и Fe2O3 составляет qпол = q1 · 0,8 + q2 · 0,2 = 5,354 МДж/кг Fe.

Количество затраченной теплоты, рассчитываемое по удельным энергоемкостям и расходам альтернативных энергоносителей (железа

и кислорода), равно Qзатр = ЭFe + ЭО2 = 10,09 МДж/кг Fe.

Сквозной энергетический КПД этого варианта ηΣ = 5,354 МДж/кг : : 10,09 МДж/кг Fe = 0,531 (53,1 %). При условии окисления 5 % железа шихты (50 кг на 1 т стали) поступление тепловой энергии в ванну со-

ставит Qтепл = 5,354 МДж/кг Fe · 50 кг/т стали = 267,7 МДж/т стали, что эквивалентно экономии 74,36 кВт·ч/т электрической энергии. Таким

образом, рассматриваемый вариант оказывается энергетически более выгодным в сравнении с вариантом применения только электрической энергии. Однако экономическая целесообразность варианта остается проблематичной из-за отмечаемого при этом высокого угара железа, что и подтверждается экономическим расчетом.

Вариант 5. Продувка жидкой ванны газообразным кислородом одновременно с коксиком, окисление углерода

Экзотермические реакции окисления элементов кислородом в объеме жидкого металла служат наиболее совершенным внутренним источникомпоступлениятеплотывсталеплавильнуюваннуснезначительными тепловыми потерями. В современных ДСП за счет экзотермических реакций в ванну поступает до 30 % приходной части теплового баланса, причем основным источником теплоты является реакция окисления углерода [6]. При этом варианте в объеме ванны и над ее поверхностью проходят следующие экзотермические окислительные реакции:

Если количество теплоты, поступающей в ванну по реакции (1.3), можно принять равным 100 %, то количество теплоты, поступающей по реакции (1.4), зависит от двух показателей – полноты дожигания СО до СО2 и степени усвоения этой теплоты ванной. Указанное обстоятельство вносит заметную неопределенность в расчеты по этому

19

варианту в зависимости от условий продувки ванны кислородом и эффективности процесса дожигания СО до СО2.

Примем расход коксика в ванну равным 10 кг/т стали. При содержании углерода в коксике 85 % количество углерода, введенного в ванну, равно 8,5 кг на 1 т стали. Поступление теплоты в ванну по реакциям (1.3) и (1.4) при условии, что степень усвоения теплоты ванной по ре-

акции дожигания СО до СО2 равна 50 %, составляет qпол = qСО + qСО2 = = 89,25 МДж/т+ 102,0 МДж/т= 191,25 МДж/тстали(53,12 кВт·ч/т).

Количество затрачиваемой теплоты, рассчитанное по удельным энергоемкостямиколичествуматериалов, Qзатр = ЭО2 +ЭС= 360 МДж/тстали.

Усредненное значение сквозного энергетического КПД этого варианта равно ηΣ = 191,25 МДж/т : 360 МДж/т = 0,53 (53 %). Таким образом, данный вариант энергетически более эффективен в сравнении с работой ДСП исключительно на электрической энергии.

Вариант6. Нагревломаспомощьютопливно-кислородныхгорелок

Эффективность этого варианта определяется прежде всего степенью усвоения теплоты факела ТКГ, который в процессе нагрева лома изменяется от 0,75 до 0,25 в зависимости от температуры поверхности лома. Примем следующие условия для расчета: ДСП вместимостью 100 т оборудована четырьмя ТКГ мощностью по 6 МВт; время работы ТКГ равно 20 мин = 0,333 ч; средняя степень усвоения теплоты от факела к металлу за время работы ТКГ принята равной 50 %.

Суммарное количество поступившей от ТКГ теплоты qпол = = 24 МВт · 0,333 ч · 3,6 ГДж/МВт · 0,5 = 14,4 ГДж, или 144 МДж/т

стали (40 кВт·ч/т) при принятой степени усвоения теплоты факела. Сравнение рассчитанных значений ηΣ различных вариантов исполь-

зования альтернативных энергоносителей представлено на рис. 1.2. Необходимо отметить, что значения ηΣ вариантов остаются постоянными независимо от расхода альтернативных энергоносителей.

Проанализировав полученные результаты, можно сделать вывод о том, чтоприменениежидкогочугунавДСПвкачествеальтернативного энергоносителя энергетически невыгодно из-за его высокой исходной энергоемкости. Энергетически более эффективными оказались варианты с продувкой жидкой ванны кислородом одновременно с коксиком и нагревом лома с помощью ТКГ. Продувка низкоуглеродистого металла газообразным кислородом энергетически эффективна, но, как показано ниже, более затратна вследствие больших потерь железа.

20