Теория и технология металлургии стали. Энергетика, технология и экология сталеплавильных процессов. Учебно-методическое пособие
.pdfЭкономика (Economics) – критерий, обобщающий и определяющий экономическую эффективность работы объекта при полном соблюдении экологических требований. Этот показатель является основным в предлагаемой триаде «Э» и в первом приближении может быть выражен значением рентабельности производства с учетом штрафных санкций по экологии.
Основным принципом реализации положения, обеспечивающего устойчивое развитие, является сохранение поступательного развития промышленности с учетом сохранения в нормальном состоянии среды обитания человека. Наиболее сложным и важным является учет техногенного воздействия, оказываемого промышленностью на окружающую среду. Расчет ущерба, наносимого промышленным объектом окружающей среде, по критерию «Экология» проводят в обобщающем критерии «Экономика» путем начисления дифференцированных штрафных санкций за нарушение экологически обоснованных норм по защите окружающей среды по каждому из видов техногенных отходов, что отражается на показателях себестоимости и рентабельности продукции. Размер штрафов должен реально обеспечивать экологическую безопасность окружающей предприятие среды.
Показатели энергетики, экологии и экономики объекта должны рассматриваться и анализироваться в едином комплексе.
Принятие за определяющий критерий устойчивого развития достижение максимальной рентабельности производства с учетом штрафных санкций за нарушение экологически обоснованных норм по защите окружающей среды по каждому из видов технологических отходов должно активизировать деятельность объектов в следующих основных направлениях:
•максимально возможное снижение материало- и энергоемкости производства и, как следствие, снижение себестоимости и повышение рентабельности продукции;
•снижение техногенной нагрузки объекта на окружающую среду за счет создания и внедрения малоотходных технологий и очистных сооружений;
•проведение научно-исследовательских и конструкторских работ по повышению качества продукции и повышение ее рентабельности
иконкурентоспособности.
Таким образом, одним из основных показателей эффективности работы промышленного предприятия наряду с экономикой является
31
энергетика, определяемая суммарной энергоемкостью процесса ЭΣ ГДж/т. По величине энергоемкости рассчитывается количество диоксида углерода СО2, кг/т, выбрасываемого в атмосферу и ответственного за возникновение парникового эффекта.
При использовании в черной металлургии альтернативных энергоносителей необходимо учитывать изменение суммарной энергоемкости продукции и сквозного энергетического КПД процесса, определяющих эффективность применения этих энергоносителей.
Парадигму устойчивого развития отдельного предприятия схематично можно представить в виде трех взаимосвязанных параметров: «Экономика», «Энергия», «Экология». Основным параметром, определяющим устойчивость развития промышленного объекта и органически связанным с параметрами «Энергия» и «Экология», является «Экономика».
Перспективным направлением снижения энергоемкости и, следовательно, техногенного воздействия черной металлургии на окружающую среду может служить строительство мини-заводов с выплавкой стали в ДСП, работающих на ломе, и непрерывной разливкой стали на МНЛЗ или на литейно-прокатных модулях. Однако следует иметь в виду, что при переходе на первородную шихту – металлизованные окатыши или горячебрикетированное железо – энергетические преимущества работы ДСП на ломе исчезают практически полностью.
32
2.РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО
ИТЕПЛОВОГО БАЛАНСОВ ПРОЦЕССА
Эффективность производства металлопродукции определяется выбором технологической схемы процесса производства, т.е. процессами выплавки, внепечной обработки и разливки стали.
В свою очередь выбор технологической схемы зависит прежде всего от требований, предъявляемых к качеству выбранной марки стали и наличия на данном производстве соответствующего технологического оборудования.
Требования к выплавляемой стали определяются государственным стандартом (ГОСТ) или техническими условиями (ТУ), согласованными с заказчиком. В этих документах указываются также химический состав готовой стали и основные требования к ее служебным свойствам; на их основе разрабатывается технологический регламент производства стали.
2.1. Сравнение процессов выплавки стали на интегрированных и мини-заводах
Внастоящее время в черной металлургии получили развитие два основныхконкурирующихспособапроизводствапрокатнойпродукции– на заводах полного цикла (интегрированных) и мини-заводах. Каждая из схем металлургического производства имеет свои преимущества и недостатки. Интегрированное предприятие содержит в своем составе коксохимическое и аглодоменное производство, сталеплавильный передел, представленный в виде кислородно-конвертерного процесса, и прокатноепроизводство, какправило, ввиделистовыхпрокатныхстанов.
Мини-завод располагает сталеплавильным производством в виде электродуговых печей с высокой удельной мощностью и прокатным производством, представленным, как правило, сортовыми станами с получением длинномерной продукции.
Впоследние десятилетия в металлургии многих стран в связи с малыми запасами кокса и достаточно большими объемами природного газа основное развитие получала схема строительства мини-заводов,
вчастности, как более адаптированная и гибкая для условий рынка металлопродукции.
Следует отметить, что энергоемкость продукции и, соответственно, количество выбросов диоксида углерода значительно меньше при
33
работе по второй схеме. Однако необходимо иметь в виду, что указанное преимущество исчезает практически полностью при переходе ДСП, работающей на ломе, на работу с окатышами или горячебрикетированным железом (ГБЖ), так как значения энергоемкости производимой стали при этом практически полностью выравниваются.
Рассмотрим основные преимущества и недостатки современных сталеплавильных процессов.
Кислородно-конвертерныйспособимеетследующиепреимущества:
1)исключительно высокая производительность (до 400...450 т стали /ч);
2)более низкая себестоимость стали за счет более низких расходов по переделу;
3)возможность получения стали высокой степени чистоты по цветным металлам, что является определяющим требованием для ряда специальных сталей, в частности тонколистового металла для автомобилестроения;
4)сравнительно низкий удельный расход огнеупоров (около 5 кг/т) и, как следствие, меньшие трудоемкость и стоимость ремонтных работ;
5)достаточно высокий внутренний тепловой КПД агрегата
(75...80 %).
Недостатки способа:
1)высокий расход жидкого передельного чугуна (около 850 кг/т стали) и, как следствие, высокая энергоемкость конвертерной стали
(≈ 25 ГДж/т);
2)высокая доля в энергоемкости продукции прошлых энергетических затрат, прежде всего энергоемкости чугуна (Э = 25...30 ГДж/т), и, как следствие, достаточно ограниченные возможности снижения энергоемкости стали за счет инновационных технологических усовершенствований, проводимых непосредственно в кислородном конвертере;
3)высокий уровень техногенной нагрузки процесса на окружающую среду как результат его повышенной энергоемкости.
Электросталеплавильный процесс обладает следующими преиму-
ществами:
1)пониженный расход чугуна (100...200 кг/т) и, как следствие, относительно невысокие энергоемкость процесса (13...16 ГДж/т стали)
иобъем выбросов диоксида углерода;
2)в связи с более высокой долей прямых расходов энергии на процесс, прежде всего за счет электрической энергии, повышенная
34
эффективность использования альтернативных энергоносителей непосредственно в ДСП (продувка жидкой ванны кислородом, подогрев лома перед загрузкой в печь, применение ТКГ, дожигание СО до СО2 над поверхностью металла и др.). В результате этого расход электроэнергии может быть снижен до 250 кВт·ч/т стали;
3)возможность переработки значительных количеств различного металлического лома.
Недостатки способа:
1)постоянное нарастание загрязнения стали цветными металлами
всвязи с использованием больших количеств лома в металлошихте, что препятствует производству специальных листовых сталей с высокими показателями пластичности;
2)несколько меньший в сравнении с кислородно-конвертерным процессом внутренний тепловой КПД агрегата (в среднем около
67 %);
3)меньшая, чем для кислородного конвертера, производительность агрегата (≈ 100 т/ч);
4)более высокие расходы по переделу в себестоимости продукции вследствие больших затрат на подготовку лома и высокой стоимости электрической энергии;
5)при работе ДСП с подогревом лома увеличение расхода условного топлива при использовании ТКГ и необходимость решения экологических проблем, связанных с очисткой отходящих газов от вредных примесей.
2.2. Выплавка стали в кислородном конвертере
Цель процесса заключается в получении металла с заданным содержанием углерода и требуемой температурой; при этом регламентируется содержание ряда примесей, прежде всего серы и фосфора. Для получения шлака необходимой основности в шихту вводят известь. Продуктами плавки являются жидкие сталь и шлак, а также выделяющиеся из конвертерной ванны газы.
Используемые шихтовые материалы и предварительная оценка состава стали перед выпуском. Составляется таблица (табл. 2.1),
в которой отражаются средний состав шихтовых материалов, количество удаленных примесей, состав металла перед выпуском. Расчет ведется на 100 кг металлической шихты. Средний состав шихты рассчитывается по формуле
35
|
Сiср = Сiчуг (1 – α) + Сiлом α, |
(2.1) |
где |
Сiср – среднее содержание i-го компонента в шихте; |
|
|
Сiчуг, Сiлом – содержание i-го компонента в чугуне и в ломе, %; |
|
α – доля лома в металлошихте.
При повышенном содержании серы в чугуне предусматривается десульфурация, которая проводится магнием.
Расход магния (кг/т) для десульфурации чугуна определяется уравнением
Q = |
10([S]нач −[S]кон ) 24/ 32 |
, |
(2.2) |
Mg |
β |
|
где [S]нач [S]кон – начальное и конечное содержание серы в чугуне, %; β = 0,3...0,4 – коэффициент использования магния.
Добавка 1 кг магния на 1 т стали вызывает снижение температуры чугуна на 10 °С. При оценке содержания серы в металле перед выпуском необходимо учитывать попадание в конвертер около 0,1 % образовавшегося шлака, содержащего 2...3 % серы от массы чугуна.
|
|
|
|
|
|
|
|
Таблица 2.1 |
||
Изменение состава при выплавке стали |
|
|
|
|
||||||
|
|
|
|
|
||||||
Источник |
|
|
Содержание примесей, % |
|||||||
С |
Si |
Mn |
S |
P |
|
Cr |
Ni |
N и др. |
|
|
|
|
|
||||||||
Состав стали по ГОСТ (ТУ) |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Чугун |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Металлолом |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Средний состав шихты |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Состав стали перед выпуском |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Окислилось примесей |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Окончательный состав стали |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
П р и м е ч а н и е. Состав других используемых материалов приведен в Прило- |
|
|||||||||
жении (табл. П3). |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Важнейшим моментом при составлении таблицы является установление состава металла перед выпуском из конвертера. Предварительную оценку проводят следующим образом.
1. Содержание углерода оценивают по среднему марочному составу за вычетом углерода, вносимого ферросплавами. Предполагается, что повышение содержания марганца и хрома на 0,1 % при использовании высоко-, средне- и низкоуглеродистых ферросплавов сопровождается увеличением содержания углерода на 0,01, 0,003 и 0,001 %
36
соответственно. При этом принимают, что содержание хрома перед выпуском стали составляет 0,05 %.
2.В условиях кислородной продувки кремний окисляется до следов.
3.Содержание марганца на выпуске оценивают по окисленности шлака через константу равновесия реакции [Mn] + (FeO) = (MnO) + Fe
lg KMn = lg aMnO |
1 |
|
|
|
= |
6440 |
|
−2,95 |
(2.3) |
|||||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
T |
||||||||||||||||||||
|
|
|
|
|
aFeO [Mn] |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||
с учетом уравнения материального баланса |
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||||||||||
Gших |
[Mn]ших |
=Gмет |
[Mn]мет |
|
+Gшл |
|
55 |
|
(MnO) |
. |
(2.4) |
|||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
71 |
|
|||||||||||||||||
100 |
|
|
100 |
|
|
|
|
|
|
|
|
100 |
|
|
||||||||||||
Заменив (MnO) из уравнения (2.3), получают |
|
|
|
|||||||||||||||||||||||
Gших |
[Mn]ших |
|
=Gмет |
[Mn]мет |
+ |
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||||||
100 |
[Mn]мет |
100 |
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||||||||
55 |
|
|
72 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
(2.5) |
|||||||||||
+ Gшл |
|
KMn |
|
|
|
|
|
(Fe)общ , |
|
|
|
|||||||||||||||
71 |
100 |
|
56 |
|
|
|
||||||||||||||||||||
где aMnO, aFeO – активность FeO и MnO в шлаке;
Gших, Gмет, Gшл – количество металлошихты, жидких металла и шлака перед выпуском из конвертера, кг;
[Mn]ших, [Mn]мет – содержание марганца в металлошихте и в металле перед выпуском из конвертера, %;
(Fe)общ – содержание железа в конечном шлаке;
55, 56, 71 и 72 – соответственно атомная и молекулярная масса
Mn, Fe, MnO и FeO.
В оценочных расчетах предполагается:
а) температура металла на выпуске t = 1650 °С;
б) выход жидкой стали (отношение массы жидкой стали к массе металлошихты) равен 0,9;
в) количество шлака составляет 12 % массы металлошихты. Содержание железа в шлаке определяют через основность шлака,
содержание углерода в металле и его температуру устанавливают по уравнению
|
56 |
|
4B + |
0,3 |
|
+ t2 |
10−6 |
|
|
|
||
(Fe)общ = |
|
|
|
|
|
+ 1,25 |
, |
(2.6) |
||||
72 |
[C] |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
37
где B = CaO – основность шлака. SiO2
4. Содержание фосфора перед выпуском рассчитывают через ко-
эффициент его распределения между металлом и шлаком Lp: |
|
|||||||||||||||||||
lg L = lg |
(P)шл |
= |
22 350 |
−16 + 2,5lg (Fe) |
общ |
+0,08(CaO). |
(2.7) |
|||||||||||||
|
|
|
|
|||||||||||||||||
|
P |
[P]мет |
|
T |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
Уравнение баланса фосфора имеет вид |
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||||
Gших |
[P]ших |
=Gмет |
[P]мет |
+G |
шл |
(P)шл |
|
=Gмет |
[P]мет |
+Gшл |
[P]мет |
LP, (2.8) |
||||||||
100 |
|
|
|
|
|
|
||||||||||||||
|
|
|
|
100 |
|
100 |
|
|
|
100 |
100 |
|
||||||||
откуда |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
1 |
|
|
|
|
|
|
|
|||||
|
|
|
[P]мет =[P]ших |
|
|
. |
|
|
|
(2.9) |
||||||||||
|
|
|
Gмет + Gшл |
L |
|
|
|
|||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
P |
|
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
100 100 |
|
|
|
|
|
||||||
При оценке содержания фосфора в металле перед выпуском стали принимают (CaO)шл = 45...47 %.
5. Содержание серы перед выпуском оценивают по балансовому уравнению, причем в приходной части баланса помимо серы металлошихты учитывается сера, попадающая в конвертер с миксерным
шлаком: |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
[S]ших |
|
|
|
|
(S)микс |
|
|
|
|
[S]мет |
|
|
(S) шл |
|
|
||||
Gших |
|
+Gмикс |
|
|
|
|
=Gмет |
|
|
+Gшл |
|
. |
(2.10) |
|||||||
100 |
100 |
|
|
100 |
100 |
|||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||
Отсюда |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
[S]ших +G |
микс |
(S)микс |
|
|
|
||||||||||
|
|
[S] |
мет |
= |
|
100 |
. |
|
|
(2.11) |
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||
|
|
|
|
Gмет |
+ |
|
Gшл |
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
LS |
|
|
|
|
|
||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||
|
|
|
|
|
100 |
|
100 |
|
|
|
|
|
||||||||
На основании производственных данных коэффициент LS в конце продувки принимают в пределах 3...5; количество миксерного шлака равно 0,4...0,7 % массы чугуна; содержание в нем серы заменяют на количество шлака, попадающего в конвертер после десульфурации чугуна, и на содержание серы в этом шлаке.
38
2.2.1. Краткая характеристика технологии конвертерного производства стали
Краткое описание конвертерного процесса включает:
•характеристику и подготовку шихтовых материалов, порядок их загрузки в конвертер;
•источники образования шлака, его роль в сталеплавильном процессе;
•дутьевой режим плавки;
•особенности процессов окисления примесей;
•способы контроля и корректирования процесса окончания продувки;
•длительность отдельных периодов процесса;
•длительность конвертерного процесса и согласование режима его работы с работой МНЛЗ;
•расчет производительности конвертера.
2.2.2. Материальный баланс конвертерной плавки
Приходная часть материального баланса включает: расходы жидкого чугуна, металлолома, извести, технического кислорода, количество перешедшей в шлак футеровки, загрязнений металлолома и попавшего с чугуном миксерного шлака. Соотношение чугун–металлолом в шихте определяется заданием; количество футеровки, перешедшей в шлак, принимается равным 2...3 кг/т стали, количество загрязнений лома – 1 % его массы, количество миксерного шлака – 0,4...0,7 %.
Расходная часть материального баланса включает количество жидкой стали и образующегося шлака, а также количество выделяющихся газов и потерь металла с плавильной пылью и корольками.
1. Определение расхода извести и состава конечного шлака. Коли-
чество и состав образующегося шлака в значительной мере определяют эффективность конвертерного процесса и качество производимой стали.
Общее количество образующегося шлака
Gшл =Gок.шлприм + Gок.Feшл + Gшлизв + Gфутшл + Gшлмикс + Gзагрлом , (2.12)
где Gок.шлприм, Gок.Feшл , Gшлизв, Gфутшл , Gшлмикс, Gзагрлом – соответственно количе-
ство образовавшихся оксидов при окислении Si, Mn и Р металлошихты, количество оксидов Fe, добавленной извести, разрушенной футеровки, миксерного шлака, загрязнений металлолома.
39
Количество окислившихся примесей на 100 кг шихты составляет
Gшлок.прим = (2,14 [Si] + 1,29 [Mn] + 2,29 [P]) |
Gших |
, |
(2.13) |
|
|||
100 |
|
|
|
где 2,14, 1,29, 2,29 – соответствующие стехиометрические коэффициенты пересчета количества окислившихся примесей и количество образующихся оксидов.
Одной из важнейших характеристик шлака является его основность, определяемая как отношение концентраций CaO
и SiO2:
B = |
CaO |
. |
(2.14) |
|
|||
|
SiO2 |
|
|
Основность шлака характеризует его способность к рафинированию стали (прежде всего к дефосфорации и десульфурации), а также стойкость футеровки. Для достижения заданной основности в конвертер добавляют известь; обычно В = 3,0...3,5.
Оксид кальция CaO поступает в шлак из извести, миксерного шлака и футеровки конвертера:
GCaO =Gизв |
(CaO) |
изв |
+Gмикс |
(CaO) |
микс |
+Gфут |
(CaO)фут |
. |
(2.15) |
100 |
|
100 |
100 |
||||||
|
|
|
|
|
|
||||
Состав извести, футеровки, миксерного шлака и других источников CaO и кремнезема приведен в Приложении (табл. П3).
Диоксид кремния SiO2 поступает в шлак за счет окисления кремния металлошихты, присутствия в извести и миксерном шлаке, а также вследствие загрязнения металлолома:
G |
=G |
|
2,14[Si] |
+G |
(SiO2 )изв + |
|
||||||
SiO2 |
|
шихт |
100 |
|
|
изв |
100 |
|
|
|
||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
+ Gмикс |
(SiO2 )микс |
+Gлом |
(SiO2 )лом |
, |
(2.16) |
|||||||
|
|
|||||||||||
|
|
|
100 |
|
|
|
|
100 |
|
|
|
|
где [Si] – содержание кремния в шихте;
2,14 – стехиометрический коэффициент пересчета Si в SiO2.
Уравнения (2.15)–(2.17) позволяют рассчитать количество вводимой извести:
40
