Теория и технология металлургии стали. Энергетика, технология и экология сталеплавильных процессов. Учебно-методическое пособие
.pdfПриводится краткая характеристика процесса плавки в ДСП:
•характеристика шихтовых материалов, порядок из загрузки;
•режим плавления шихтовых материалов, его особенности;
•наведение шлака в процессе, его роль;
•особенности проведения окислительного периода плавки, продувка кислородом;
•контроль технологического процесса плавки;
•раскисление и легирование.
Расчет материального баланса проводится на 100 кг Gших в следующем порядке.
1. Определение расхода извести, количества и состава конечного шлака:
где Gшл
Gокшл.прим
Gокшл. Fe
Gизвшл
Gфутшл
Gшл = Gшлок.прим + Gшлок.Fe + Gшлизв + Gшлфут, |
(2.52) |
–суммарное количество шлака, кг;
–количество образовавшихся оксидов при окислении Si, Mn и Р металлошихты, кг;
–количество оксидов железа в шлаке, кг;
–количество добавленной извести, кг;
–количество разрушенной футеровки, кг.
Количество окислившихся примесей на 100 кг шихты составляет
Gшлок.прим = (2,14 [Si] + 1,29 [Mn] + 2,29 [P]) |
Gших |
, |
(2.53) |
|
|||
100 |
|
|
|
где 2,14, 1,29, 2,29 – соответствующие стехиометрические коэффициенты пересчета количества окислившихся примесей в количество образующихся оксидов.
Количество извести определяют исходя из заданной основности шлака B:
|
CaO |
|
(2.54) |
|
B = SiO2 . |
||||
|
||||
Основность шлака характеризует его способность к рафинированию стали (прежде всего к дефосфорации и десульфурации). В конечном шлаке обычно В = 3,0...3,5.
Количество вводимой извести
|
|
BGших |
2,14 [Si] |
|
|||||
|
|
|
100 |
|
|
(2.55) |
|||
Gизв = |
(CaO)изв |
|
− B |
|
(SiO2 )изв |
. |
|
||
100 |
|
100 |
|
||||||
|
|
|
|
|
|||||
51
Содержание оксидов железа в шлаке
(Fe)общ = |
56 |
|
4B + |
0,3 |
|
+ t2 |
10−6 |
+ 1,25 |
|
; |
||
|
|
|
|
|
|
|||||||
72 |
[C] |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
(FeO) = (Fe)общ 1,28 0,8; (Fe2O3) = (Fe)общ 1,43 0,2,
где 1,28 и 1,43 – стехиометрические коэффициенты пересчета содержания железа в шлаке в соответствующие оксиды.
Общее количество шлака рассчитывают исходя из того, что количество шлака без оксидов железа отвечает формуле 100 – х, %, где х – сумма содержаний (FeO) и (Fe2O3) в шлаке (табл. 2.8).
Таблица 2.8
Количество и состав шлака
|
Масса |
Масса компонентов, кг/100кг шихты |
|
|
источни- |
||
Источник |
|
||
ка, кг/100 кг |
CaO SiO2 MnO MgO P2O5 Al2O3 Feобщ FeO Fe2O3 |
||
|
|||
|
металла |
|
Окисление при-
месей (Si, Mn, P)
металлошихты
Добавки извести
Расход огнеупоров*
Масса шлака без
FeO
Общая масса шлака
Состав шлака, %
*Принимаем 0,5 кг/100 кг стали.
2.Определение выхода жидкой стали. В ходе процесса плавки в ДСП масса жидкого металла уменьшается в результате:
– окисления примесей металлошихты (углерода, кремния, марганца, и фосфора);
– окисления железа и перехода его в шлак;
– потери железа с пылью в виде Fe3O4 при продувке ванны кислородом;
– потери с загрязнением лома;
– потери железа в шлак в виде металлических корольков, т.е
Gст =Gших −Gокприм −GокFe −Gпотпыль −Gзагрлом −Gкорпот; , |
(2.56) |
где
52
Gокприм = ( [C] + [Si] + [Mn] + [P]) |
Gших |
; |
(2.57) |
|||
|
||||||
|
100 |
|
|
|||
GокFe = |
(Fe)общ |
Gшл. |
(2.58) |
|||
100 |
||||||
|
|
|
|
|
||
Потери металла с пылью Gпыльпот принимают равными 1,0...1,5 % от металлошихты, в виде корольков – 5 % массы шлака, загрязнением лома – 1 % массы лома.
Выход жидкой стали
y = |
Gст |
. |
(2.59) |
|
Gшихмет |
|
|
3. Определение расхода кислорода. В плавке в ДСП основными ис-
точниками кислорода для рафинирования расплава являются кислород поступающего в печь воздуха и технический чистый кислород (99,5 %), вдуваемыйвметаллическуюваннучерезспециальнуюфурму.
Расход газообразного кислорода можно рассчитать из балансового уравнения
|
|
|
|
|
Gгаз |
= Gприм + |
GFe |
+ Gпыль −Gокал ; |
|
|
|
(2.60) |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
o2 |
o2 |
|
|
o2 |
|
|
|
o2 |
o2 |
|
|
|
|
|
||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Gокал = Gокал 0,27, |
|
|
|
|
|
|
(2.61) |
|||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
o2 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
где GOгаз2 – общий расход кислорода на ЭСП; |
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||||||||
|
|
0,27 – стехиометрический |
коэффициент пересчета окалины на |
||||||||||||||||||||
|
|
|
|
кислород. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
|
Количество кислорода, необходимое для окисления примесей, |
||||||||||||||||||||||
|
прим |
= |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Go2 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
|
Gших |
|
−η) |
16 |
|
C + η |
32 |
|
|
32 |
|
16 |
|
|
80 |
|
|
, (2.62) |
|||||
= |
|
|
|
(1 |
|
|
|
|
|
C + |
|
|
|
Si + |
|
|
Mn + |
|
|
P |
|||
100 |
12 |
|
12 |
|
28 |
55 |
|
62 |
|
||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||
где η = 0,30...0,35 – доля углерода, окислившегося до CO2. |
|
|
|||||||||||||||||||||
|
Количество кислорода, необходимое для образования оксидов же- |
||||||||||||||||||||||
леза в шлаке, |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
GFe =Gшл |
(Fe)общ |
0,238. |
|
|
|
|
|
|
(2.63) |
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
o2 |
|
|
100 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
53
Количество кислорода, необходимое для образования пыли, состоящей из Fe3O4,
Gпыль = Gпыль |
64 |
(2.64) |
|
232 |
|||
o2 |
|
Количество кислорода, поступившего с окалиной металлолома (в
ее составе 30 % FeO и 70 % Fe2O3)
Gокал = Gокал 0,27. |
(2.65) |
o2 |
|
При определении количества газообразного кислорода GOгаз2 , необходимого для окисления примесей принимаем два допущения:
1) окислениежелезаипримесейвДСПпроисходитна35 % отобщего расхода кислорода за счет кислорода воздуха, поступающего в печь:
GOвозд2 |
= 0,35 GOгаз2 , Gвозд = Gвозд |
1 |
|
1 |
, |
(2.66) |
|
{O2}возд |
|
||||||
|
|
o2 |
|
K1 |
|
||
где GOвозд2 |
– количество кислорода, поступающего с воздухом; |
|
|||||
Gвозд |
– количество воздуха, поступающего в ДСП; |
|
|||||
{O2}возд |
– доля кислорода в воздухе, поступающего в печь; |
|
|||||
K1 = 0,3 |
– коэффициент использования кислорода воздуха. |
|
|||||
Обьем воздуха
V возд = (G возд/28,8) · 22,4, м3,
где Gвозд/28,8 – число киломолей в воздухе; 22,4 – объем одного киломоля, м3;
2) окисление примесей и железа на 65 % происходит за счет газообразного кислорода дутья. В этом случае расход газообразного кислорода на проведение процесса
|
|
GОпрод = 0,65 GOгаз |
|
|
||||
|
|
2 |
|
2 |
|
|
|
|
и количество технического кислорода |
|
|
|
|
|
|||
|
Gтехн = Gпрод |
1 |
1 |
, |
(2.67) |
|||
|
{O2}прод |
|
|
K2 |
||||
где GОпрод2 |
o2 |
o2 |
|
|
|
|||
– количество кислорода, поступающего с дутьем в ЭСП; |
||||||||
GОтехн |
– количество технического кислорода продувки в ЭСП; |
|||||||
2 |
|
|
|
|
|
|
|
|
{O2}прод – доля кислорода в техническом кислороде; |
|
|||||||
K2 = 0,7 – коэффициент использования технического кислорода.
54
Объем технического кислорода, требуемого на проведение процесса,
|
|
|
техн |
|
|
|
|
|
|
техн |
= |
Go2 |
22, |
3 |
|
|
|
V |
o2 |
|
4, м |
. |
(2.68) |
|||
32 |
||||||||
|
|
|
|
|
|
4. Определение количества отходящих газов. Источником отходя-
щих газов являются продукты окисления углерода – СО и СО2, «недопал» при разложении извести, неусвоенный азот воздуха при проведении плавки и неусвоенный кислород:
|
отх |
ок |
|
|
|
ок |
|
|
изв |
|
|
|
|
|
|
неисп |
; |
(2.69) |
|||||||
|
Gгаз |
= GCO |
+GCO2 + GCO2 +H2O + GN2 + GO2 |
|
|||||||||||||||||||||
|
ок |
ок |
|
|
Gших 28 |
|
|
|
|
|
44 |
|
|
|
|
|
|||||||||
|
GCO +GCO2 |
= |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
C(1 |
−η) + |
|
|
|
Cη |
; |
(2.70) |
||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
12 |
|||||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
100 12 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||
|
G |
изв |
|
= |
Gнедоп |
|
{CO2}изв + {H2O}изв |
; |
|
|
(2.71) |
||||||||||||||
|
CO2 + H2O |
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||||||||
|
|
|
|
|
изв |
|
|
|
|
|
|
100 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
возд |
= G |
возд {N2возд} |
, |
|
|
|
|
|
|
|
(2.72) |
|||||||||
|
|
GN |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||
|
|
2 |
|
|
|
|
100 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
неисп |
|
прод |
|
|
|
|
{Oпрод2 |
} |
|
|
|
|
|
(2.73) |
|||||||||
|
|
GO2 |
|
|
|
= |
GO2 |
|
|
(1 |
− K2 ) |
|
|
|
|
|
, |
|
|
|
|
||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
100 |
|
|
|
|
|
|
||||||||||
где {СО2} и {Н2О} – содержание СО2 и Н2О в извести; |
|
|
|||||||||||||||||||||||
Gизвнедоп |
– количество недопала извести (5...10 % от Gизв); |
|
|||||||||||||||||||||||
{Nвозд2 } – содержание азота в воздухе, поступающего в печь, %; |
|||||||||||||||||||||||||
K2 |
– коэффициент использования кислорода. |
|
|
|
|||||||||||||||||||||
Объем отходящих газов определяют по соотношению
Vi =Gi 22,4 ,
Mi
где Gi – масса i-го компонента отходящего газа; Mi – молекулярная масса i-го компонента.
Суммарный объем газов
VΣ = V OCO2 + V OCO2 2 + V извCO2 + H2O + V воздN2 +
+ VOнеисп2 , м3 /100 кг шихты.
(2.74)
(2.75)
Материальный баланс плавки в ДСП представляют в виде табл. 2.9.
55
|
|
|
|
Таблица 2.9 |
|
Материальный баланс плавки в ДСП |
|
|
|
||
|
|
|
|
|
|
Приход |
кг |
Расход |
|
кг |
|
Стальной лом |
|
Сталь |
|
|
|
Чугун |
|
Шлак |
|
|
|
Известь |
|
Газы |
|
|
|
Углеродсодержащие добавки |
|
Потери металла: |
|
|
|
Футеровка |
|
с пылью |
|
|
|
Воздух |
|
с корольками |
|
|
|
Кислород |
|
|
Итого |
|
|
Итого |
|
|
|
|
|
5. Расчет количества раскислителей и легирующих. Операции раскисления и легирования являются заключительными для получения заданногосоставастали. Вкачествераскислителейиспользуютферросилиций, ферромарганец, силикомарганец, алюминий и др. Расчет выполняют на 100 кг жидкой стали. Для уменьшения потерь раскислителей и легирующих процесс проводят с максимальным предотвращением попадания в ковш окислительного шлака. Оптимальным является использованиетакназываемогоэркерноговыпускаметалла.
Количествораскислителейилегирующихрассчитываютпоформуле
|
Gфер =Gст |
([C]гот −[C]вып ) |
, |
(2.76) |
|
|
|||
|
|
(Ф)ферϕ |
|
|
где Gфер |
– масса ферросплава, вводимого в металл, кг; |
|
||
Gст |
– масса стали, кг; |
|
||
[C]гот |
– массовая доля легирующего элемента в готовой стали, %; |
|||
[C]вып – массовая доля легирующего элемента на выпуске, %; |
||||
(Ф)фер – массовая доля легирующего элемента в ферросплаве, %; |
||||
φ |
= 1 – η – коэффициент усвоения легирующего элемента; |
|||
η– угар легирующего элемента.
Коэффициент усвоения легирующих существенно изменяется в зависимости от типа раскислителя. Так, при раскислении ферромарганцем
φ = 0,75...0,80, ферросилицием φ = 0,65...0,70, алюминием φ = 0,20...0,25.
Значение φ также зависит от способа ввода ферросплавов в металл, окисленности металла на выпуске и температуры металла. При использовании дорогостоящих микролегирующих элементов (Ti, Nb, V, Zr, редкоземельных и щелочно-земельных материалов) используют ввод леги- рующихввидепроволокиснаполнителемспомощьютрайб-аппарата.
После расчетов количества раскислителей и легирующих приводится таблица их расходов на заданную марку стали.
56
2.3.2. Тепловой баланс выплавки стали в электросталеплавильной печи
Тепловой баланс ДСП состоит из приходной и расходной частей:
Qэл + Qал + Qхим = Qст + Qшл + Qотх + Qпот. |
(2.77) |
Приход теплоты:
1)теплота электрической дуги Qэл;
2)теплота альтернативных энергоносителей Qал;
3)теплота химических реакций окисления железа и примесей Qхим.
Расход теплоты:
1)энтальпия стали Qст;
2)энтальпия шлака Qшл;
3)теплота, теряемая с отходящими газами Qотх;
4)потери теплоты в окружающую среду Qпот.
На основе теплового баланса ДСП рассчитывается расход электрической энергии на процесс исходя из основного постулата теплового баланса любого сталеплавильного процесса: Qприх = Qрасх. В результате порядок расчета теплового баланса ДСП задается следующим.
1. Расчет суммарного расхода теплоты на процесс:
|
Qсум = Qст + Qшл + Qотх + Qпот; |
(2.78) |
Qст = (Cст(tпл – tлом) + qскр + Cж(tст – tпл)) Gст · 10–3, МДж; |
(2.79) |
|
|
Qшл = (Cшл tшл + qшл) Gшл · 10–3, МДж; |
(2.80) |
|
Qотх = ∑(Cотх i tотх Gотх i · 10–3), МДж; |
(2.81) |
где Cст, Cшл |
– теплоемкость стали и шлака соответственно, |
|
tпл |
кДж/(кг· °С); |
|
– температура плавления стали, ºС; |
|
|
tлом |
– температура лома, ºС; |
|
tст |
– температура стали на выпуске, ºС; |
|
qскр, qшл – скрытая теплота плавления стали и шлака соответствен- |
||
|
но, кДж/кг; |
|
Cотх i |
– теплоемкость отходящих газов: CCO = 1,46 кДж/(кг· °С), |
|
|
CCO2 = 2,367 кДж/(кг· °С), CH2O = 1,84 кДж/(кг· °С), |
|
tотх |
CN2 = 1,45 кДж/(кг· °С); |
|
– температура отходящих газов, усредненная за плавку, ºС; |
||
Gст, Gшл, Gотх i – масса стали, шлака и отходящих газов соответственно, кг.
57
По уравнениям (2.79)–(2.81) рассчитывают Qст, Qшл, Qотх.
Потери теплоты в процессе Qпот принимают равными 20 % от общего
количестватеплотыпроцесса. Тогда Qпот = 0,2 (Qст + Qшл + Qотх).
2. Расчет прихода теплоты. Теплоту химических реакций Qхим вычисляют так же, как в расчете теплового баланса кислородноконвертерного процесса:
Qхим = qC + qSi +qMn + qP + qFe, МДж. |
(2.82) |
Тепловые эффекты альтернативных энергоносителей Qальт определяют по данным, приведенным в разд. 1.3.1. Соответственно, они имеют следующие значения [10]:
–при продувке ванны газообразным кислородом (окисление только железа) qFe = 5,354 МДж/кг железа;
–при продувке ванны газообразным кислородом одновременно с коксиком (окисление растворенного углерода) qС = 12,1 МДж/м3 кислорода, или 22,4 МДж/кг углерода;
–при добавлении в ванну жидкого передельного чугуна 2,1 МДж/кг чугуна;
–при дожигании CO до CO2 тепловой эффект равен 25,3 МДж/м3 кислорода;
–при вводе металлического лома количество теплоты определяется температурой нагрева лома:
Qлом = Слом t Gлом· 10–3, МДж, |
(2.83) |
где Слом = 0,74 кДж/(кг· °С)– теплоемкость лома.
Суммарное количество теплоты, полученное с альтернативными энергоносителями,
Qальт = qFe + qС + qчуг + qлом + qCO-CO2, МДж. |
(2.84) |
Количество теплоты, которое необходимо ввести с электрической энергией, вычисляют по формуле
Qэл = Qрасх – (Qхим + Qальт), МДж. |
(2.85) |
После определения Qэл его пересчитывают на эквивалентное количество электрической энергии по известному теоретическому соотношению: 1 кВт·ч = 3,6 МДж.
Результаты выполненных расчетов сводят в таблицу теплового баланса процесса выплавки стали в ДСП (табл. 2.10).
58
|
|
|
|
|
|
Таблица 2.10 |
|
|
Тепловой баланс процесса выплавки стали в ДСП |
||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Приход теплоты |
МДж/100 кг |
% |
|
Расход теплоты |
МДж/100 кг |
% |
|
|
(кВт·ч/100 кг) |
|
|
|
(кВт·ч/100 кг) |
|
1. |
Теплота химических |
|
|
1. |
Энтальпия стали |
|
|
реакций |
|
|
2. |
Энтальпия |
|
|
|
2. |
Теплота альтернатив- |
|
|
шлака |
|
|
|
ных энергоносителей |
|
|
3. |
Теплота |
|
|
|
3. |
Теплота электричес- |
|
|
отходящих газов |
|
|
|
кой энергии |
|
|
4. |
Потери теплоты |
|
|
|
|
Итого |
|
|
|
Итого |
|
|
Можно отметить существенное снижение расхода электрической энергии при выплавке стали в дуговой электропечи за счет увеличение количества теплоты, вносимой альтернативными энергоносителями, – за счет подогрева лома и интенсивной продувки ванны кислородом.
Необходимо также отметить, что суммарная энергоемкость процесса выплавки стали в ДСП при варианте с альтернативными энергоносителями существенно уменьшается при сравнении с работой агрегата исключительно на электрической энергии. Это положение связано с более высоким энергетическим КПД процесса при использовании альтернативных носителей, что было показано в разд. 1.3.1.
В окончательном варианте применение альтернативных носителей должно оцениваться с экономической точки зрения, т.е. техникоэкономическую эффективность и целесообразность применения альтернативных носителей следует оценивать с учетом их рыночной стоимости и изменения себестоимости готовой продукции.
При этом важно иметь в виду, что в настоящее время стоимость энергоносителей в России значительно ниже соответствующих цен на энергоносители в США и странах Европы. Это обстоятельство в перспективе может заметно снизить конкурентоспособность отечествен-
ной металлургии при намечаемом вступлении России в ВТО.
Таким образом, проблема энергосбережения и связанная с ней проблема техногенного воздействия промышленного производства на окружающую среду остаются в числе важнейших. Их решение воз-
можно только на пути изучения энергетики сталеплавильных процессов, проведения соответствующих инженерных расчетов и создания малозатратных и энергосберегающих технологий и агрегатов, снижающих суммарную энергоемкость металлургической продукции по всему металлургическому переделу.
59
Примеры типовых задач
1.Запишите и расшифруйте составные части материального баланса ККП .
2.Запишите и расшифруйте составные части теплового баланса ККП.
3.Рассчитайте значения суммарной энергоемкости Э∑ и соотношение прямых и косвенных энергозатрат для ККП по производственной калькуляции.
4.Рассчитайте значения суммарной энергоемкости Э∑ и соотношение прямых и косвенных энергозатрат ДСП при работе на окатышах или ГБЖ по производственной калькуляции.
5.Рассчитайте значения суммарной энергоемкости Э∑ и соотношение прямых и косвенных энергозатрат ДСП при работе на обычной завалке (чугун и лома).
6.Рассчитайте суммарную энергоемкость Э∑ энергоносителей и сырьевых материалов в ДСП по производственной калькуляции.
7.Рассчитайте расходы раскислителей и легирующих элементов для выбранной марки стали.
8.Рассчитайте суммарную энергоемкость Э∑ при раскислении и легировании.
9.Рассчитайте эквивалентные количества углерода и выбросы диоксида углерода по значениям суммарной энергоемкости процесса и соотношению прямых и косвенных энергозатрат в ККП.
10.Рассчитайте эквивалентные количества углерода и выбросы диоксида углерода по значениям суммарной энергоемкости и соотношению прямых и косвенных энергозатрат в процессе ДСП.
11.Рассчитайте суммарную энергоемкость мартеновского скрап-про- цесса и эквивалентные количества углерода и выбросов диоксида углерода по производственной калькуляции.
12.Рассчитайте суммарную энергоемкость мартеновского скрапрудного процесса и эквивалентные количества углерода и выбросов диоксида углерода по производственной калькуляции.
60
