Анализ технологий производства стали с низким содержанием серы в кислородном конвертере (на примере ОАО 'Северсталь')

Введение

десульфурация чугун печь сталь

Перед производством стали в последнее десятилетие остро встают вопросы, связанные с требованиями рынка металлопродукции. Возросла потребность в металле с содержанием серы 0,015…0,005 % и ниже, что обусловлено резким повышением требования к качеству ряда широко применяемых марок сталей [1].

Одной из проблем в этой связи является создание эффективной и экономичной технологии десульфурации чугуна, который в дальнейшем используется в качестве шихты в сталеплавильном процессе. Как известно, получение в доменной печи чистых по сере чугунов затруднительно и требует значительных затрат, что связано с необходимостью иметь доменные шлаки повышенной основности и большей массы и более высокий расход чистого по сере кокса. Это объясняет появление многочисленных работ, связанных с разработкой методов внедоменной десульфурации чугуна. В настоящее время возможности, достигаемые при организации внедоменной десульфурации чугуна, рассматриваются не только с учетом снижения затрат непосредственно в доменном цехе (т.е. при получении чугуна), но и с учетом снижения затрат в сталеплавильном цехе (в результате изменений технологии организации внепечной обработки стали) [2].

Поэтому в ККЦ ОАО «Северсталь» в 2003 году была введена УДЧ, предназначенная для десульфурации жидкого чугуна с помощью дозированного введения извести и магния в расплав, таким образом, удалось решить вопрос о повышении качества стали.

Однако усложнение технологи производства стали ведет за собой к увеличению расхода энергии, топлива, материалов, что сказывается на количестве и составе выбросов в окружающую среду. Одним из способов определения экологичности производства является анализ его энергоемкости.

Целью работы является сравнительный анализ энергоемкости производства стали с низким содержанием серы, на примере марки 01ЮТ по двум технологическим схемам. А также влияние изменений в технологической схеме на экологические показатели производства. Оценить энергоемкость стали позволяет анализ процессов выплавки и внепечной обработки стали, характеристики применяемого оборудования.

1. Аналитический обзор литературы

.1 Кислородно-конвертерное производство ОАО «Северсталь»

Перед производителями стали в последнее 10-летие все более остро встают вопросы, связанные с требованиями рынка металлопродукции, в связи с чем металлургическое предприятие должно иметь в своем арсенале технологии и оборудование, позволяющие производить широкий сортамент сталей высокого качества и оперативно реагировать на изменение спроса на металлопродукцию.

Поэтому, начиная с конца 1990-х годов в концепции развития ОАО «Северсталь» особое значение придается внедрению новых агрегатов и оборудования, созданию технологий, позволяющих выпускать стали новых марок и известную продукцию с повышенным уровнем ее качества и одновременным снижением издержек производства.

На основании исследований потребности рынка металлопродукции за последние 5 лет основное внимание было сосредоточено на освоении производства сталей следующих видов: для труб ответственного назначения, для судостроения, типа IF для автомобилестроения, электротехнических и высокопрочных.

Для производства перечисленных сталей потребовались не только разработка технологий, но и внедрение нового и реконструкция уже имеющегося оборудования. Так в конвертерном производстве были реализованы следующие программы [2]:

освоение технологии производства сталей с содержанием серы не более 0,003-0,005 %;

производство сталей с содержанием фосфора не более 0,012 %;

освоение технологии производства особонизкоуглеродистых сталей с содержанием углерода не более 0,005 %;

освоение производства сталей с содержанием водорода менее 2,5 ppm.

Для решения поставленных перед конвертерным производством «Северстали» задач были разработаны и приняты различные меры.

Одной из которых является ввод установки десульфурации чугуна (УДЧ) в конце 2004 г., что обеспечило снижение содержания серы в среднем с 0,020 до 0,005 % и позволило перейти к уменьшению расхода CaO-содержащих материалов в конвертере и на этапе внепечной обработки [2].

1.2 Сортамент стали и потребность в десульфурированном чугуне

В конвертерном производстве осуществляется процесс передела чугуна в сталь. Производительность цеха более 8,0 млн. т. стали в год. В конвертерах, с использованием десульфурированного чугуна, выплавляются следующие марки стали. Сортамент выплавляемой стали приведен в таблице 1.

Таблица 1 - Сортамент выплавляемой стали [3]

Группа марок стали	Производство стали, %
Низкоуглеродистая сталь В т.ч. IF 08Ю 08ПС	50 1,2 25 23,8
Сталь для производства труб с [S] 0,05	15
Сталь для судостроения высококачественная	3
Электротехническая сталь	2
Специальная сталь с ультранизким содержанием серы (< 0,002 %)	1
Рядовые и низколегированные марки	29
Всего	100

Рисунок 1 - Сортамент выплавляемых марок стали на ОАО «Северсталь»

Годовой объём производства чугуна, обрабатываемого на УДЧ в конвертерном производстве ОАО «Северсталь», составляет 7,225 млн. т, что соответствует объему производства стали - 8,5 млн. т/г. Потребность чугуна с необходимым содержанием серы по маркам стали приведена в таблице 2.

Таблица 2 - Потребность чугуна с необходимым содержанием серы

Содержание серы в чугуне, %	Сортамент выплавляемой стали	Содержание серы в готовой стали, %	Доля в сортаменте стали, %	Количество чугуна т/год, при расходе жидкого чугуна 0,80 т/т
1	2	3	4	5
0,002	Спец. cтали с [S]  не более 0,002	0,002	1	72250
0,003 - 0,005	Стали типа IF	0,005	1,2	86700
	Трубные стали	0,005	2	144 500
	Сталь для судостроения	0,005	27	216750
	Всего		19,2	1 387 200
1	2	3	4	5
0,006 - 0,010	Стали типа 08Ю	0,010	25	1 806 250
	Электротехнические стали	0,010	2	144 500
	Всего		27	1 950 750
0,011 - 0,020	Стали типа 08ПС Рядовые и низколегированные стали	0,020	23,8	1 719 550
		0,020	29	2 095 250
Всего			52,8	3 814 800

1.3 Влияние серы на качество стали

Сера - неизбежный компонент продуктов черной металлургии, но повышение ее содержания в металле сверх определенных пределов крайне нежелательно [4]. Сера относится к числу элементов, обладающих практически неограниченной растворимостью в жидком железе и очень малой растворимостью в твердом железе даже вблизи температуры его плавления. В чугуне может растворяться до 0,9 % S, тогда как в стали ее не должно быть больше сотых долей процента.

У серы высокая склонность к ликвации, она способствует появлению хрупкости металла при температурах, близких к γ_Fe→α_Fe - превращению (около 985 ^°С), т.е. красноломкости стали при прокатке и ухудшает текучесть литейных чугунов, вследствие чего отливки получаются с раковинами.

Вследствие понижения растворимости во время кристаллизации стали и ее охлаждения сера выделяется из раствора в виде включений сульфидов FeS или оксисульфидов FeS-FeO. Выделение включений в конце затвердевания, когда имеются уже сформировавшиеся кристаллы, и даже в твердом состоянии при охлаждении приводит к тому, что они располагаются по границам зерен, ослабляя их связь и ухудшая свойства металла. При комнатной и близких к ней температурах, включения сульфидов понижают механические свойства стали, характеризующие пластичность и сопротивление хрупкому разрушению.

Сульфиды отрицательно влияют на хладостойкость стали. С увеличением содержания серы повышается порог хладноломкости, понижается ударная вязкость при низких температурах. Особенно сильно это проявляется при увеличении содержания серы более 0,02…0,003 %, то есть, когда это содержание становится выше предела растворимости в твердой стали. Повышение содержания серы в стали на 0,01 % в диапазоне 0,002…0,005 % вызывает падение ударной вязкости при минус 40-60 °С на 20…30 % [5].

При температурах горячей обработки металла давлением сера вызывает понижение технологической пластичности стали, называемого красноломкостью, которая может возникать при содержании серы больше 0,01 %. Степень влияния серы на свойства стали зависит от характера сульфидных включений и их расположения в металле, что определяется воздействием некоторых сульфидообразующих элементов, вводимых в сталь для раскисления.

Серу легче удалить из руд и чугуна, чем из стали, поэтому особое внимание уделяют удалению серы при подготовке руд и в доменном производстве. В металле стремятся иметь минимальное содержание серы; полный же вывод ее из металла сопряжен с большими затратами и вряд ли имеет смысл, более того, в некоторых случаях малые содержания серы придают специальным сталям полезные с определенных точек зрения качества [6].

1.4 Теоретические аспекты внедоменной десульфурации чугуна

Получение в доменной печи чистых по сере чугунов требует больших затрат. Этим объясняется внимание к внедоменной обработке чугуна с целью снижения основности доменного шлака и расхода кокса. Кроме того, внедоменная десульфурация позволяет при неизменной технологии плавки бороться с браком и получать для специальных целей особо чистые по сере чугуны.

Таким образом, основной задачей, решаемой с помощью процесса десульфурации, является повышение качества стали, и обеспечение технологических возможностей для получения ответственных марок стали со сверхнизким содержанием серы. Эффективность применяемой технологии позволяет получить сталь с низким содержанием серы на готовом прокате. Кроме того, появляется возможность, наряду с повышением качества, расширить ассортимент готового проката, снизить основные технологические затраты на выпуск чугуна в доменном производстве, так как в стоимости готового чугуна 70 % занимает доля кокса. Применение же установки по десульфурации чугуна позволит несколько ослабить требования на качество выплавляемого чугуна и увеличить прибавочную стоимость на металлопрокат [7].

К настоящему времени накоплен определенный опыт по внедоменной десульфурации. В качестве десульфураторов используют в основном соду, карбид кальция, известь, металлический магний. Для связывания 1 кг S необходимы 0,75 кг Mg; 1,75 кг СаО; 3,31 кг Na₂C0₃ и 2 кг СаС₂, т. е. при использовании в качестве десульфуратора металлического магния расход реагента наиболее низкий. Температура плавления магния составляет 651 °С, кипения 1105 °С. Испарение магния при вводе его в чугун обеспечивает хороший контакт десульфуратора с металлом, однако требует применения специальных мер для предотвращения выбросов металла под действием давления газа. К преимуществам магния следует отнести также малое количество образующегося шлака, легкую всплываемость (ввиду малого удельного веса). Кроме того, в процессе десульфурации магнием не образуется вредных для окружающей среды продуктов. Затраты тепла на плавление и испарение магния и на перегрев паров приводят к снижению температуры чугуна на 7 - 18 °С.

Использовать магний можно в виде слитков и гранул. В первом случае требуются специальные меры для предупреждения преждевременного испарения магния - огнеупорные обмазки и др. Например, при внедоменной десульфурации на установке Краматорского металлургического завода при расходе магния 0,45 кг/т чугуна и начальном содержании серы 0,066 % достигнуто конечное ее содержание в чугуне 0,024 %, т. е. степень десульфурации составила 63,5 %.

Гранулированный магний, состоящий из частиц размером 0,5-2 мм и содержащий 90 % Mg (остальное - соли щелочноземельных металлов), обладает хорошей текучестью, легко транспортируется по пневмопроводу. Гранулированный магний через специальную фурму вводится газом-носителем (воздухом) в ковш с чугуном. При этом обеспечивается глубокая десульфурация чугуна (до 0,003-0,002 % S) при расходе магния 0,7-1,0 кг/т чугуна.

При использовании соды наряду с десульфурацией в металле снижается содержание газов и неметаллических включений. Так, на одном из заводов ФРГ при использовании соды в количестве 25 кг/т чугуна было отмечено снижение содержания азота в томасовском чугуне от 0,006 до 0,002 %. Степень десульфурации для такого процесса может достигать 80-85 % (для литейного чугуна) при снижении температуры чугуна на 1,7 °С на каждый 1 кг соды. Недостатками способа является взаимодействие содового шлака с футеровкой ковша. Наряду с этим ухудшаются и условия труда [8].

Применение неплавящихся десульфураторов приводит к неудовлетворительному смешиванию их с чугуном во время его слива. Поэтому при использовании СаО и СаС₂ требуются специальные мероприятия для улучшения контакта десульфуратора и металла (использование вращающихся печей, виброковшей, мешалок, продувки ковшей и др.) [8].

Основная задача, таким образом, заключается в правильном выборе реагента и способа его ввода. В таблице 3 приведены результаты различных способов десульфурации чугуна в зависимости от используемого реагента.

Таблица 3 - Эффективность различных способов десульфурации чугуна

Реагент	Способ ввода реагента	Удельный расход реагента		Содержание серы в чугуне, %		b
		кг/т чугуна	кг/т S	S0	Sк
Сода	В струю чугуна	6,0	21,42	0,040	0,012	0,189
	На дно ковша	10,0	58,8	0,040	0,023	0,055
Известь	Вдувание природным газом	4,0	40,0	0,033	0,023	0,090
	Вдувание воздухом	24,0	80,0	0,042	0,012	0,051
Карбид кальция	KR-процесс с перемешиванием	1,5	7,5	0,030	0,010	0,732
	Вдувание природным газом	2,0	7,14	0,040	0,012	0,602
	Вдувание азотом	6,0	21,4	0,040	0,012	0,210
Магний слитковый гранулированный порошкообразный	Через штангу с поддувом	0,5	2,27	0,034	0,011	2,257
	Вдувание воздухом	1,2	4,0	0,035	0,005	1,622
	Вдувание воздухом	1,0	3,7	0,037	0,010	1,308

1.5 Способы внедоменной десульфурации чугуна

.5.1 Десульфурация чугуна известью

Известь является одним из наиболее распространенных десульфураторов чугуна. Реакция десульфурации жидкого железа с помощью извести имеет следующий вид:

CaO + [FeS] = (CaS) + (FeO). (1)

Основная трудность такого метода в том, что известь - неплавящийся реагент, что приводит к неудовлетворительному ее смешиванию с чугуном. Следовательно, при использовании СаО требуются специальные мероприятия по улучшению контакта десульфуратора и металла (использование вращающихся печей, виброковшей, мешалок, подача СаО в струе газа). Обессеривание чугуна (0,15 % S) известью (12 кг/т) в 12-ти тонном ковше путем продувки его азотом (3 м³/мин) около пяти минут (при концентрации извести в струе 9 кг/м³) позволило получить степень десульфурации 50-75 % [7]. С увеличением концентрации извести в газе с 10 до 40 кг/м³ скорость удаления серы, усвоение извести и степень десульфурации повышается. Динамику десульфурации чугуна в этих условиях можно рассчитать по следующей формуле

 , (1)

где S_н - начальная массовая доля серы в чугуне, %;

q - расход извести, кг/т;

S_изв - содержание серы в извести, массовая доля, %.

Повышение эффективности десульфурации чугуна в открытых ковшах (74,5 т) при расходе извести (7,6 кг/т), достигается путем ввода в расплав чушкового алюминия (0,4 кг/т). Ввод алюминия в чугун в количестве 0,5- 0,75 кг/т чугуна позволил увеличить степень десульфурации в 2,75 раз по сравнению с вводом извести в струе воздуха и снизить расход извести на единицу удаленной серы в 1,7 раз.

Такие условия обеспечили получение чугуна с содержанием серы ниже 0,01 %. Одновременно применение извести сопряжено с рядом проблем - необходимость постоянного контроля за используемой известью (тонина помола и чистота); высокий расход извести (20-28 кг/т чугуна) [9].

1.5.2 Десульфурация чугуна карбидом кальция

Реакция десульфурации карбидом кальция идет со значительным экзотермическим эффектом

[FeS] + СаС₂ = (CaS) + [Fe] + 2[C_гр.]. (2)

Карбид кальция вводят в чугун различными способами: инжектированием в струе сжатого газа, засыпкой порошка на поверхность металла с последующим механическим или пневматическим перемешиванием [9].

Карбид кальция применяют при десульфурации чугуна в ковшах миксерного типа, в открытых чугуновозных ковшах, на желобах доменной печи, а также в заливочных ковшах сталеплавильных цехов. Наиболее широко применяют ввод карбида в чугун путем инжектирования в струе сжатого газа. При этом тонко измельченный карбид кальция вдувают в смеси с газотворной добавкой, состоящей из CaCO₃, углерода и вещества, которое в жидком чугуне разлагается с выделением газа для дополнительного перемешивания металла.

В результате обработки чугуна карбидом кальция были выявлены следующие преимущества:

высока десульфурирующая способность реагента;

гарантия стойкости футеровки чугуновозного ковша. Но имеется ряд существенных недостатков, таких как:

необходимость сооружения установок во взрывоопасном исполнении, так как возможем взрыв ацетилена при взаимодействии CaC₂ с влажной средой;

необходимость дополнительных затрат для подготовки реагента;

низкая стойкость фурм;

дефицитность реагента.

1.5.3 Десульфурация чугуна магнием

Магнийсодержащие реагенты используют в качестве основных при внепечной десульфурации чугуна. Это связано с тем, что магний является прекрасным десульфуратором, образующим более прочный сульфид, чем железо. С точки зрения минимального расхода, необходимого для связывания единицы серы, магний стоит на первом месте по сравнению с другими десульфураторами. Для связывания 1 кг серы требуется 0,75 кг магния, тогда как извести необходимо 1,75 кг, карбида кальция 2 кг [8]. Имеется ряд других преимуществ при использовании магния в качестве десульфуратора. К ним относится незначительное количество шлака, образующегося на поверхности металла, благодаря низкому расходу магния. Образующийся сульфид магния является очень прочным соединением, которое благодаря низкой плотности легко удаляется в шлак. Реакция десульфурации чугуна магнием протекает с выделением тепла, поэтому потери температуры металла незначительны. Однако результаты промышленного производства и исследований показывают. Что эффективность применения магния в значительной степени определяется полнотой решения комплекса задач получения магниевого реагента с соответствующими свойствами и обеспечения благоприятных условий его ввода в жидкий чугун. Это обусловлено в первую очередь очень высокой активностью магния и интенсивным его испарением при относительно невысокой температуре (Т_пл равна 654 ºС, Т_кип - 1170 ºС).

Обессеривание чугуна магнием протекает по следующим реакциям:

Mg_газ = [Mg]; (3)

[Mg] + [S] = MgS_тв. (4)

Одновременно протекает прямая реакция:

Mg_газ + [S] = MgS_тв.. (5)

Эффективному использования магния для десульфурации чугуна способствуют: уменьшение размеров пузырьков магния и рассредоточение их по всей ванне; увеличение общей площади поверхности всплывающих пузырьков пара, отнесенной к единице расхода магния, а также увеличение длительности реакции, путем введения магния как можно глубже в ванну [10].

Таким образом, при оценке процессов десульфурации следует учитывать не только термодинамические условия протекания реакций, но и особенности их кинетики и механизма, которые определяют практическую реализацию термодинамических предпосылок процесса.

Большое количество применяемых для десульфурации реагентов и многообразие способов осуществления процесса чрезвычайно затрудняет создание последовательной теории этих процессов, кинетику и механизм которых еще нельзя считать достаточно изученными [9].

В таблице 4 представлен анализ использования различных десульфураторов.

Таблица 4 - Анализ использования различных десульфураторов

Параметр	Вводимый реагент
	Известь	Карбид кальция - Mg	Известь - Mg
Начальное содержание серы	0,05 %	0,05 %	0,05 %
Конечное содержание серы	0,005 %	0,005 %	0,005 %
Количество чугуна	215 т	215 т	215 т
Потери: извести карбида кальция магния	14 кг/т - -	- 2,0 кг/т 0,1 кг/т	1,5 кг/т - 0,4 кг/т
Время вдувания	не более 30 мин	не более 10 мин	не менее 10 мин
Потери температуры	30-40 К	10 К	10 К
Потери чугуна	6,0 кг/т	2,7 кг/т	2,7 кг/т

При экономическом рассмотрении важнейшими влияющими факторами являются потери чугуна и расход десульфураторов. Из-за этих экономических причин десульфурация с чистой известью на сегодняшний день играет второстепенную роль. Комбинации карбид кальция/магний и известь/магний стоят по отношению друг к другу примерно одинаково. Применение той или иной комбинации зависит от моментальных цен мирового рынка, региональных условий, экологической точки зрения и других параметров.

1.6 Основы производства десульфураторов

.6.1 Технология производства магния

Магний получают электролизом хлоридных расплавов и термическими способами. Выбор метода зависит от местных технико-экономических и экологических требований. Производство магния электролизом получило наибольшее распространение, однако при ограниченных масштабах потребления целесообразен термический способ. Он более предпочтителен в экологическом отношении, а качество металла не уступает электролитическому.

Основным способом получения гранулированного магния является электролиз карналлита.

Средний химический состав карналлитовой породы Верхнекамского месторождения представление в таблице 5.

Таблица 5 - Химический состав карналлитовой породы

Наименование	MgCl2	KCl	NaCl;	H2O	Нерастворим. остаток
Содержание, %	24	10	24	30	3

Природный карналлит после дробления, отделения пустой породы, измельчения поступает на растворение в горячей воде. После увеличения содержания MgCl₂ в растворе растворение NaCl практически прекращается, и он переходит в шлам, оставшийся раствор охлаждается в две стадии: сначала вакуум-кристаллизаторах до 60 ºС, а затем в вертикальных кристаллизаторах, охлаждаемых водой. Пульпу, охлажденную до 20 ºС, разделяют фильтрацией на центрифугах.

Производство магния заключает следующие стадии.

Первичная стадия обезвоживания карналлита. Первичное обезвоживание карналлита осуществляют по технологической схеме, представленной на рисунке 2.

Рисунок 2 - Аппаратурно-технологическая схема первичного обезвоживания карналлита

- самоопрокидывающаяся платформа; 2 - штабель карналлита; 3 - грейферный кран; 4,7 - бункеры; 5,8 - питатели; 6, 15, 16, 21 - транспортеры; 9 - вращающаяся печь; 10 - вентилятор; 11 - топка; 12 - смесительная камера; 13 - грохот; 14 - дробилка; 17 - элеватор; 18 - силос; 19 - переходная камера; 20 - циклон; 22 - дымосос; 23 - скруббер.

Обезвоживание проводят во вращающейся барабанной печи, отапливаемой изнутри по принципу противотока: карналлит движется навстречу горячему газу. Пыль, уносимую потоком газа улавливают и присоединяют к обезвоженному продукту. Пары HCl поглощают в скрубберах. Контроль обезвоживания ведут по содержанию оксида магния в карналлите.

Температура газа на входе в барабан 500-560 ºС, температура отходящих газов 110-130 ºС. Диаметр печи 2,3-3 м, длина 25-45 м, скорость вращения 0,8-1,3 об/мин. Производительность - 6-7 т/ч, степень гидролиза 10-12 %, расход энергии 3500-4000 МДж/т.

Обезвоживание во вращающихся печах имеет ряд недостатков: велики потери за счет гидролиза, низка степень обезвоживания. В последнее время для обезвоживания все шире применяют многокамерные печи кипящего слоя (КС). Температура в кипящем слое каждой камеры устанавливается независимо от температуры греющего газа: при нагреве шестиводного карналлита температура растет до 120 °С. Затем температура вновь повышается до 160 °С. Это соответствует переходу двухводного карналлита в безводный. Материал перемещается из одной камеры в другую. Температура вдуваемого в камеру греющего газа соответствует состоянию карналлита, перетекающего в данную камеру. Печи «кипящего слоя» обеспечивают отличные условия теплопередачи и саморегуляцию температуры нагрева материала. В печах кипящего слоя достигается более глубокое, чем во вращающихся, обезвоживание (94-95 %), степень гидролиза не превышает 8 %, что уменьшает выброс HCl в 1,3 раза. Средний состав обогащенного и обезвоженного карналлита приведен в таблице 6.

Таблица 6 - Состав обогащенного и обезвоженного карналлита

Наименование	Состав, %
	MgCl2	KCl	NaCl	H2O	MgO
Обогащенный карналлит	31,5-32,5	23-25	3-5	34-40	-
Обезвоженный карналлит: во вращающейся печи; в печи КС	44,6-48,3 48,2-48,8	37-38 38-40	7,2-8 7-8	3,4-8,1 3,7- 4,8	2,1-2,5 1,6-1,9

Вторичное обезвоживание. Окончательное обезвоживание карналлита производится расплавлением продукта в печах СКН (стационарные карналлитовые печи непрерывного действия). Общий вид установки представлен на рисунке 3, которая состоит из стационарной печи 4, соединенной перекидным желобом 6 с двумя поворотными миксерами 7 цилиндрической формы.

Рисунок 3 - Печь для переплава карналлита (СКН)

- газоотсос; 2 - ванна; 3 - стальные электроды; 4 - каркас; 5 - чугунная летка; 6 - желоб; 7 - кожух электромиксера; 8 - футеровка миксера; 9 - подъемно-поворотное устройство; 10 - стальные электроды; 11 - люк для очистки миксера.

Нагрев солей и поддержание их в расплавленном состоянии в печи и миксерах осуществляется вследствие тепла, выделяющегося в солевом расплаве при прохождении через него электрического тока, подводимого при помощи стальных стержней, погруженных в расплав и расположенных друг от друга на расстоянии, определяемом мощностью печного трансформатора. Температура в печи СКН поддерживается автоматически в пределах 40-520 °С. При плавлении происходит удаление остаточной воды и гидролиз. Пары воды и хлористого водорода направляются на газоочистку. Уровень расплава в стационарной печи поддерживается таким, чтобы осуществлялся непрерывный его сток в миксер. После заполнения его желоб переставляют на другой миксер, а в первом поднимают температуру до 780-840 °С, при которой выдерживают расплав в течение 1,5-2 часа. Происходит полное обезвоживание и оседание образовавшегося вследствие гидролиза оксида магния, а также других твердых включений (соединений алюминия, железа, кремния). Химический состав карналлита после переплавки и отстаивания приведен в таблице 7.

Таблица 7 - Химический состав карналлита после второй стадии обезвоживания, %

Наименование продукта	MgCl2	KCl	NaCl	MgO	H2O	Примеси
Карналлит после плавки в СКН	48	39	9	3	0,4	1
Отстаивание в миксере	49	40		0,5	-	0,5

Окончательное обезвоживание карналлита можно проводить также в хлораторах. В этих аппаратах при расплавлении карналлита полностью удаляется вода, завершается процесс гидролиза с образование оксида магния, паров воды и HCl. Для интенсификация этих процессов в расплав вводят углерод в виде нефтяного кокса. При температуре 550 ºС будут идти реакции:

MgOHCl +Cl₂+C = MgO + HCl; (6)

2MgOHCl + Cl₂ + C = 2MgCl₂ +H₂O +CO. (7)

Сульфаты (MgSO₄ и др.) взаимодействуют с хлором и углеродом по реакциям типа:

MgSO₄+Cl₂+C = MgCl₂+SO₂+CO₂; (8)

благодаря которым происходит практически полное удаление из расплава серы. Оксиды железа, кремния, алюминия взаимодействуют с хлором и углеродом с образованием соответствующих хлоридов по реакции типа:

2Fe₂O₃+6Cl₂+3C = 4FeCl₃+3CO₂. (9)

Образовавшиеся хлориды частично остаются в расплаве, другая же их часть возгоняется.

Хлорирование в агрегате осуществляется анодными газами магниевых электролизеров. Образующиеся при хлорировании газы поступают на газоочистку. Нерастворимые оксиды оседают на дно миксера (шлам), избыток нефтяного кокса всплывает на поверхность расплава. Осветленный безводный карналлит сливают через летку в ковш и перевозят в электролизный цех.

Производительность хлоратора 4-6 т/ч; выход безводного карналлита 7-92 %; выход шлама 3-5 %; степень гидролиза 1-3 %; расход электроэнергии на 1 т безводного карналлита 390- 440 кВт∙ч, хлора 90-110 %, нефтяного кокса 8-10 кг [11].

Электролиз. Для получения магния электролизом в качестве электролита используют электролит, состоящий из смеси солей NaCl, KCl, CaCl₂ и др. Концентрация MgCl₂ обычно находится в пределах 8-16 %.

Магниевый электролизер состоит из ванны, заполненной расплавленным электролитом, и погруженных в него электродов: стального катода и графитового анода. В расплаве возникает электрическая цепь. Для протекания электролиза необходимо к электродам приложить разность потенциалов (напряжение) тока, более высокую, чем э.д.с. данной гальванической цепи. Эта разность потенциалов называется напряжением разложения MgCl₂.

Учитывая приведенную выше схему диссоциации карналлита, ион К⁺ движется к катоду, а MgCl^3- - к аноду. На аноде ион MgCl^3- диссоциирует:

MgCl^3- = Mg²⁺ + 3Cl^-. Хлор разряжается на аноде - 2Сl^- - 2e = Cl₂, магний - на катоде - Mg²⁺ +2e = Mg.

Выделяющийся в результате электролиза на катоде магний, будучи легче электролита, всплывает и накапливается на его поверхности, а хлор по трубопроводам отводят в накопители. Разлагается только хлорид магния; другие хлориды, входящие в состав электролита, не разлагаются, так как имеют более высокое напряжение разложения.

При электролизе образуются два продукта: хлор и магний (на 1 т магния на аноде выделяется 2,9 т хлора). Хлор используют для различных технологических целей, поэтому стараются получать его возможно менее разбавленным воздухом. Это достигается герметизацией соответствующих элементов конструкции электролизера и созданием вследствие отсоса хлора только небольшого разрежения в анодной ячейке [11].

При работе диафрагменного электролизера выделяющиеся на электродах хлор и магний поднимаются вверх, и благодаря специфике циркуляции электролита хлор попадает в пространство над анодом, ограниченное бетонным перекрытием, а магний потоком электролита выносится в катодную ячейку, где он всплывает в закатодном пространстве.

1.6.2 Технология производства извести

CaCO₃ = CaO_тв + СО_2(газ). (10)

Размерами кристаллитов (зерен) получаемой извести определяется ее химическая активность при растворении в шлаковых расплавах. С ростом температуры обжига известняка, увеличиваются размеры кристаллов извести и снижается ее химическая активность. Известно, что в тех случаях, когда требуется получить известь достаточно устойчивую к влаге, обжиг ведут при высоких температурах [12].

В черной металлургии производят и потребляют ежегодно около 11,2 млн. т извести. Основную долю извести для конвертерного производства (около 60 %) производят во вращающихся печах, которые обеспечивают не менее 92 % (СаО+MgO) при высокой реакционной способности, они универсальны в отношении использования карбонатного сырья, характеризуются очень тесной обратной связью. Однако вращающиеся печи требуют высоких капитальных и эксплуатационных затрат. Около 35 % конвертерной извести производится в традиционных шахтных противоточных печах, в которых обеспечивается требуемое качество. Остальная известь производится в печах кипящего слоя [13]. Данные, характеризующие качество извести, получаемой в различных агрегатах, представлены в таблице 8. В понятие качества включены: химический состав, реакционная способность и однородность обжига. Наиболее высоким и однородным качеством характеризуется известь вращающихся печей и ППР-печей. Химический состав извести характеризует ее флюсующую способность (СаО +МgО), степень обжига и охлаждающую способность (потери при прокаливании), содержание вредных примесей серы. Высокая реакционная способность извести вращающихся печей и печей КС связана с постоянным перемешиванием обжигаемого материала. Во вращающейся печи обжиг протекает при более высокой по сравнению с печью КС температуре (1500- 1600 °С против 1100 -1200 °С), чем и обусловлено различие в реакционной способности. В ППР-печи обжиг протекает в неперемешиваемом слое, однако начинается при высокой температуре (1500 ºС), что предопределяет образование мелкокристаллической структуры а завершается при низкой (900 °С). Это предотвращает рекристаллизацию СаО и понижение реакционной способности.

Таблица 8 - Качество извести получаемой в различных агрегатах

Тип агрегата	Средняя массовая доля, %			Реакционная способность (время гашения), с	Неоднородность качества по массовой доле (CaO+MgO), %
	CaO+MgO	п.п.п	S
Вращающаяся печь с теплообменниками	94,6	2,25	0,033	90	1,62
ППР-печь	95,6	1,55	0,041	50	1,50
Шахтная газовая печь	88,4	10,2	0,024	180	4,89
Печь КС-1000	86,3	8,2	0,023	520	6,16

В шахтной противоточной печи отсутствуют условия для получения высокореакционной извести, поскольку обжиг завершается при высокой температуре (1500 °С) и сопровождается рекристаллизацией СаО и образованием малоактивной структуры [13].

Рассмотрим пример обжига известняка в шахтнощелевых печах.

Устройство шахтнощелевой печи представлено на рисунке 4. В верхней части печи расположено устройство для загрузки известняка, состоящее из приемной части и запорной крышки. К нижней части каркаса крепятся приемные бункеры для извести. Печи оборудованы двумя скипоподъемниками для подачи известняка. Скип имеет вместимость 0,5 м³, скорость его подъема - 3,9 м/мин. Режим работы и загрузки печи автоматический. Шахтнощелевые печи работают по принципу противотоку обжигаемого известняка и нагреваемого газа. В печи имеются зоны: подогрева (6,18 м), обжига (6,5 м), охлаждения (4,32 м). Длина щели шахты равна 8 м. Ширина щели шахты печи неодинакова и для соответствующих зон составляет: в зоне обжига 1,7 м, подогрева - 1,35 м, охлаждения - 2,4 м.

Рисунок 4 - Шахтнощелевая печь

1 - конусное загрузочное устройство; 2 - указатель уровня; 3 - смотровое окно; 4 - горелки.

Шахту печи футеруют пеношамотным изоляционным и хромомагнезитовым кирпичом. Выгрузку извести производят при помощи специального механизма, который состоит из питателей, расположенных по четыре с каждой стороны печи и имеющих общий привод. Механизм включает также чугунную литую каретку, которая перемещается возвратно-поступательно по роликам. Количество выгружаемой извести задается путем установки длины хода каретки и числа ходов вариатором скорости (от 0,57 до 4,5 ходов в минуту). Благодаря возможности регулирования выгрузки производительность печи можно изменять от 41 до 325 т/сут. Подвергаемый обжигу известняк сначала сортируют для выделения рабочей фракции (30- 80 мм). Природный газ подают через 28 газовых горелок, 20 из которых расположены в нижнем ярусе, а 8 - в верхнем, по 14 горелок с каждой стороны. Давление поступающего в коллектор печи газа должно быть не менее 1 кПа. Необходимый для сжигания газа воздух засасывается в печь благодаря разрежению, создаваемому дымососами. Температурный режим должен быть следующим: в зоне обжига 900-1100 °С, в зоне подогрева 600- 800 °С, температура отходящих газов 170-250 °С. Выгрузка извести из непрерывно работающей шахтнощелевой печи производится три раза за 1 час. Питатели подпечных бункеров выдают известь из печных бункеров на ленточный транспортер для погрузки ее в транспортные средства.

Суточная производительность нормально работающей шахтнощелевой печи описанной конструкции составляет 145-160 т извести. Интенсивность подачи известняка в печь составляет 15-25 скипов за 1 ч. Расход природного газа равен 1000-1200 м³/с. В печи поддерживается разрежение 200-240 ГПа [12]. Данные о составе отходящего газа представлены в таблице 9.

Таблица 9 - Состав отходящего газа при производстве извести

Состав газа	CO2	CO	O2	N2
Содержание, %	27-29	3-6	0,6-1,2	63,8

1.6.3 Технология производства карбида кальция

Карбид кальция (СаС2) получают на карбидных заводах. В небольших количествах производят на некоторых ферросплавных заводах для собственных нужд. По физико-химической сущности процесс выплавки карбида кальция, а также по типу рудовосстановительных печей, используемых для его получения, карбидкальциевое производство во многом аналогично ферросплавному. Интерес к этому процессу обусловлен еще и тем, что СаС₂ образуется как промежуточный продукт при выплавке силикокальция.

Сущность и химизм процесса. Современная технология производства карбида кальция основана на восстановлении оксида кальция (свежеобожженной извести) углеродом (коксом, антрацитом и другими восстановителями)

СаО + 3С = СаС₂ + СО. (11)

Чистый карбид кальция плавится при 2433 К (2160 ºС), следовательно, теоретическая температура начала реакции при р_СО равном 100 кПа ниже температуры его плавления. Поскольку в системе СаО-СаС₂ образуется эвтектика и растворы, то электропечной технический карбид кальция представляет собой закристаллизованный расплав, содержащий более 80 % СаС₂ и 10-15 % СаО. Примеси, содержащиеся в извести, и зола кокса являются источником поступления в карбид нежелательных оксидов (не более 2 % Al₂O₃, не более 2 % SiO₂). При подготовке шихты к плавке известь должна содержать 92-95 % СаО и 1-2 % СО₂. Содержание твердого углерода в коксе 85-89 %, а влажность не более 1 %, поэтому кокс следует сушить. Известь применяют крупностью 8-40 мм, а кокс 8-25 мм [12].

Электропечи для выплавки карбида кальция. На современных заводах карбид кальция выплавляют в рудовосстановительных электропечах с круглой и прямоугольной ваннами единичной мощностью 60 МВ∙А; в результате реконструкции мощность может достигнуть 80 МВ∙А. Получили применение печи с прямоугольной ванной размерами 10,9×8,9×5,6 м и самообжигающимися электродами прямоугольного сечения 3200×850. Ванна печи укрыта водоохлаждаемыми элементами. Вокруг каждого электрода в укрытии ванны имеются щели (воронки) шириной 300 мм для подачи шихты. Межэлектродное пространство перекрывается газоулавливающими воронками, позволяющими улавливать до 80 % колошникового газа. На 1 т карбида кальция выделяется 250-330 м³ газа. Запыленность газа составляет 100-150 мг/м³. Газ подвергают очистке. На очистку 1000 м³ газа расходуется 2,7-3,5 м³ воды. Жидкий карбид кальция выпускается через летку в водоохлаждаемые барабаны. Данные о составе отходящего газа при производстве карбида кальция представлены в таблице 10.

Таблица 10 - Состав отходящего газа при производстве карбида кальция

Состав газа	CO	CO2	H2	CH4	N2
Содержание, %	72	4,9	7,8	0,1	15,2

Одной из перспективных технологий получения карбида кальция является применение полых электродов и подача через полость мелкой шихты, как это показано на схеме.

Рисунок 5 - Подача пылевидных материалов в печь для выплавки карбида кальция

В настоящее время разработаны устройства для автоматического регулирования мощности печи, скорости питания ванны шихтой, положением электродов печи. Разработаны программы, алгоритм и схемы управления процессом выплавки карбида кальция.

Компьютерная схема рассчитывает и поддерживает оптимальную температуру процесса при помощи регулирования положения электродов, подаваемой мощности, а также управления подачей извести и коксика и их соотношением. Шихта подается в измельченном виде через полый электрод в реакционную зону при помощи газа-носителя.

Такая система управления позволяет получать карбид кальция с большим содержанием СаС₂ на единицу расходуемой извести [12].

1.7 Понятие энергоемкости и ее структура

Энергоёмкость - один из основных показателей любого энергетического и технологического процесса. Именно этому показателю уделяют большое внимание большинство промышленных предприятий, в том числе и металлургических. Обусловлено это тем, что сегодня происходит постоянный рост цен на энергоресурсы, наблюдается дефицит ряда топлив и необходимость выбора варианта их замены. Также глобальные и локальные техногенные воздействия на здоровье человека и окружающую среду напрямую связаны с эффективностью использования энергии [14].

Таким образом, проблема снижения расхода энергоресурсов - проблема мирового масштаба, которую необходимо решать сообща всем развитым странам. С 01.07.2000 г. введён в действие ряд стандартов по энергосбережению, согласно которому кроме локального показателя энергетической эффективности - энергоёмкость производства продукции, введён универсальный показатель - полная энергоёмкость продукции [14].

Под энергоёмкостью продукции понимают величину потребления энергии и топлива на основные и вспомогательные технологические процессы изготовления продукции, выполнение работ на базе заданной технологической схемы.

Полная энергоёмкость продукции - величина расхода энергии и (или) топлива на изготовление продукции, включая расход на добычу, транспортирование, переработку полезных ископаемых и производство сырья, материалов, деталей с учётом коэффициента использования сырья и материалов.

Суммарную энергоёмкость производимой продукции следует рассматривать как один из показателей, определяющих эффективность работы как отдельного предприятия, так и отрасли в целом.

Существует три основных формы энергии, которые обязательно учитываются при расчёте суммарной энергоёмкости продукции [14]:

•        первичная энергия в виде химической энергии ископаемых топлив с учётом затрат на добычу, подготовку, обогащение и транспортировку;

•        производная энергия - энергия произведённых энергоносителей (электроэнергия, пар, сжатый воздух, кислород, аргон и др.) с учётом затрат на их получение;

•        скрытая или овеществлённая энергия, израсходованная в предшествующих технологиях и содержащаяся в скрытом виде в исходных материалах, оборудовании и капитальных вложениях.

В совокупности все три формы потребления энергии, отнесённые к конкретному продукту, образуют его полную энергоёмкость. Так как расчёт производится с использованием показателей различных видов топлив, то их энергоёмкость выражают в унифицированных показателях энергоёмкости (Э, ГДж/ед. продукции) или технологического топливного числа (ТТЧ, кг. усл. топл./ед. продукции).

Для пересчёта к одному виду топлива используют энергетические эквиваленты - коэффициенты, численно характеризующие первичную энергоёмкость энергоресурсов. Численные значения эквивалентов перевода затрат энергии одного вида в другой вид энергии или условное топливо, использованные в настоящей работе, представлены в таблице 11.

Таблица 11 - Эквиваленты перевода затрат энергии одного вида в другой и в условное топливо

Вид энергии	Электроэнергия, кВт·ч	Тепловая энергия, ГДж	Условное топливо, кг
Электроэнергия, кВт·ч	1	3,6 10-3	0,123
Тепловая энергия, ГДж	0,278 103	1	34

1.7.1 Энергоёмкость в металлургической промышленности

Сегодня энергоёмкость продукции является основным показателем, определяющим положение стали на рынке материалов. Металлургия потребляет около 20 %, а чёрная металлургия - около 10 % всех энергоресурсов [15].

Основными факторами, определяющими величину удельных расходов энергетических ресурсов в сталеплавильном производстве, являются [14]:

•        структура производства, т.е. тип процесса (конвертерный, электросталеплавильный, мартеновский);

•        удельный расход чугуна в зависимости от типа процесса;

•        метод разливки стали - в изложницы или на МНЛЗ.

Предприятия полного цикла являются главными производителями стали в настоящее время. Доля чугуна (по железу) в мировом производстве стали составляет примерно 70 %, в России - 75 %, а в Германии, например,- 70 %. Доменная печь с её инфраструктурой (коксохимическим, агломерационным и энергетическим производствами) потребляет около 79 % общих затрат энергии при производстве стального проката. В настоящее время удельная энергоёмкость производства чугуна в промышленно развитых странах составляет 20-25 ГДж/т, в России 25,5-30 ГДж/т [15].

Известно, что минимальные энергозатраты - термодинамический или абсолютный минимум, который при восстановлении железа из оксида Fe₂O₃ равен 7,4 ГДж/т (энергия диссоциации оксида) [14].

В настоящее же время уровень расхода энергии при производстве чугуна примерно в три раза превышает это значение. Высокая энергоёмкость стальной продукции интегрированных заводов обусловлена их сильно развитой инфраструктурой и несовершенством утилизации вторичных энергетических ресурсов (ВЭР). Энергоемкость производства конвертерной стали на ОАО «Северсталь» представлена в таблице 12.

Таблица 12 - Энергоёмкость конвертерного передела ОАО «Северсталь» [16]

Сырьё	Расход, ед/т	Энергетический эквивалент, Ээкв, ГДж/т	Энергоёмкость, ГДж/т
Металлошихта, т	1,154
Чугун, т	0,855	25,54	21,837
Лом стальной, т	0,290	2	0,58
Железо из руды, т	0	1,15	0
Раскислители и легирующие, т	0,0099	112,3	1,235
Кислород, м3	0,067	6,39	0,428
Топливо, м3	0,01	29,3	0,293
Эл. энергия кВт∙ч	0,041	11,25	0,461
Аргон, м3	0,056	35,58	1,992
Известь, т	0,043	5,72	0,246
Огнеупоры, т	0,00426	16,5	0,0703
Итого 27,019 ГДж/т

При анализе энергозатрат конвертерного процесса значения суммарной энергоёмкости условно подразделяют так:

•        прошлые: энергоёмкость металлошихты (чугун, лом), извести, огнеупоров, электродов;

•        настоящие: энергоёмкость топлива, электроэнергии, кислорода, инертных газов, т.е. материалов, используемых непосредственно по ходу процесса.

В конвертерном процессе доля настоящих энергозатрат составляет не более 20 % , что объясняется использованием большой доли чугуна, поэтому все меры по снижению энергоёмкости, осуществляемые непосредственно в конвертере, будут малоэффективными.

2. Производство сталей с низким содержанием серы в ККЦ ОАО «Северсталь»

.1 Производство стали с использованием УДЧ

Производство стали трубного сортамента с содержанием серы не более 0,005 %, а так же сталей типа IF требует десульфурации чугуна и стали на соответствующих технологических стадиях. Если получение заданного содержания серы в металле трубного сортамента возможно при использовании чистой по сере шихты и проведении десульфурации металла в процессе внепечной обработки, то эти мероприятия для сталей типа IF не обеспечивают желаемого содержания серы в стали. В то же время обеспечение чистой шихтой на ОАО «Северсталь» составляет 50 % от ее потребности. Известно, что термодинамические условия для удаления серы из чугуна более благоприятны, чем при удалении серы из стали, так как при увеличении содержании углерода в металле коэффициент активности серы увеличивается [17].

В связи с этим для решения проблем с серой, на комбинате было принято решение о строительстве установки десульфурации чугуна. Были проанализированы различные варианты десульфурации чугуна, с использованием различных десульфурирующих реагентов. Из всех вариантов был выбран способ с использованием магния. Магний имеет следующие преимущества [18]:

-       небольшой расход реагента и масса образующегося шлака;

-       небольшие потери температуры чугуна;

-       незначительные потери чугуна при скачивании шлака;

-       высокая стабильность результатов.

Таблица 13 - Параметры плавок выполненных с использованием десульфурированного и обычного чугуна [18]

Группа марок стали	Плавки	Количество плавок	Содержание серы в чугуне, %	Содержание серы на повалке, %	Расход ТШС	Содержание серы в стали, %
Х65	Без УДЧ	41	0,015	0,010	2830	0,0046
	С УДЧ	20	0,004	0,0076	2940	0,0041
22ГЮ	Без УДЧ	39	0,018	0,013	2500	0,0073
	С УДЧ	9	0,004	0,011	2000	0,0073
08Ю	Без УДЧ	96	0,018	0,017	730	0,017
	С УДЧ	31	0,0045	0,011	494	0,011
IF	Без УДЧ	18	0,018	0,010	550	0,009
	С УДЧ	22	0,005	0,0063	316	0,007

Согласно данным таблицы 13, обработке на УДЧ подвергался чугун для 33,7 % плавок. При использовании установки десульфурации чугуна содержание серы в стали на повалке в среднем ниже на 0,003 %, в готовой стали содержание серы в среднем ниже на 0,001 %, при меньшем расходе ТШС. На всех плавках с использованием установки десульфурации чугуна содержание серы в готовой стали не превышает требуемое технической документацией. На плавках без использования УДЧ на 5 % плавках содержание серы было выше заданного на величину от 0,001 до 0,003 %.

Установка десульфурации чугуна позволяет получать любое заданное содержание серы вплоть до 0,001 %, при исходном ее содержании до 0,1 %.

Набор оборудования установки десульфурации чугуна: продувка магнием, одновременная продувка через две фурмы, применение баблера при скачивании шлака - позволяет обрабатывать чугун в объеме 3700- 4000 тыс. т в год.

Таким образом разработанная технология производства сталей с использованием установки десульфурации чугуна обеспечивает заданное содержание серы в стали; позволяет получать в готовой стали трубных и судостроительных марок сталей содержание серы не более 0,002 %, в сталях типа IF не более 0,008 %, в сталях типа 08Ю не более 0,010 % [18].

2.2 Технология внедоменной десульфурации чугуна в ККЦ

В октябре 2003 г. в конвертерном производстве ОАО "Северсталь" была введена установка десульфурации чугуна.

Рисунок 6 - Схема участка десульфурации чугуна

Десульфурация чугуна осуществляется в заливочных ковшах ёмкостью 350 т с помощью дозированного введения извести и магния в жидкий чугун. Гранулированный магний и мелкомолотая (псевдоожиженная) известь подаются в чугун струей осушенного азота. Такая подача материалов обеспечивает равномерное распределение десульфураторов в чугуне. Магний и известь подаются от места хранения через клапана и трубопроводы к индивидуальным (для магния и извести) инжекторам азотом под давлением. Вдувание десульфураторов осуществляется методом комбинированной инжекции через одну фурму [19].

Таблица. Данная установка включает в себя:

• цистерна для извести, с фильтром пылесборником;	1 шт.
• цистерна для магния;	2 шт.
• инжектор для извести;	2 шт.
• инжектор для магния;	2 компл.
• оборудование для подачи продувочных и измерительных фурм (двигатели, редукторы, конечные выключатели, местные панели управления, табло индикатор температуры и др.) на две двухпозиционные установки десульфурации чугуна;	1компл.
• система подачи азота, шкаф управления системы подачи сыпучих материалов;	1компл.
• система управления производственным процессом;	1компл.
• местные панели управления;	1 компл.
• машина для скачивания шлака;	2 шт.
• машина для отдува шлака;	2 шт.
• сменное оборудование.

Применение комбинированной инжекции позволяет изменять соотношение компонентов (извести и магния) в смеси в пределах минимальных (2:1) и максимальных (3:1) показателей. Количество подаваемых материалов в ковш определяется в зависимости от имеющегося начального, заданного для конкретной марки стали конечного содержания серы в чугуне и массы чугуна в ковше. Каждая установка инжекции снабжается порошковыми реагентами (известь, магний) посредством двух инжекторов. Инжекторы могут поставлять реагенты на любую из двух установок. Обе установки могут работать одновременно в режиме двойного канала. Продолжительность продувки колеблется в пределах 4-7 мин, а расход материалов составляет: известь 4-54 кг/мин, магний 16-20 кг/мин.

Содержание серы в чугуне, температура чугуна определяется на УДЧ при помощи погружной измерительной фурмы.

Для предотвращения процесса ресульфурации образовавшийся шлак, а также имеющийся доменный шлак, в количестве 0,5-1 %, необходимо удалить (скачать). Потери чугуна при скачивании шлака составят 0,5-1,0 % от веса чугуна в ковше. По окончании скачивания шлака процесс десульфурации считается завершенным. В таблице 14 представлены основные показатели плавок обработанных на установке десульфурации чугуна [19].

Таблица 14 - Основные параметры плавок обработанных на УДЧ

Параметр	Значение параметра
	min	max	среднее
Содержание серы перед обработкой, %	0,010	0,047	0,02
Содержание серы после обработки, %	0,001	0,010	0,002
Общее время продувки, мин	3	16	6,5
Расход извести, кг/т	0,63	3,11	1,55
Расход магния, кг/т	0,23	0,80	0,49
Температура чугуна до обработки, °С	1324	1458	1405
Снижение температуры, °С	0	29	6,72
Потери чугуна со шлаком, кг/т стали	-	-	4,2
Степень десульфурации, %	40	97	87
Расход магния, кг/кг удаленной серы	1,18	4,94	3,11
Количество скаченного шлака, %	70	95	85

Для десульфурации чугуна в ККЦ ОАО «Северсталь» используются известь, производимая в отделении по производству тонкомолотой псевдоожиженной извести известково-доломитного цеха и гранулированный пассивированный магний. [3]. Характеристики материалов представлены в таблицах 15,16.

Таблица 15 - Характеристики извести для внедоменной десульфурации чугуна

Наименование компонента	Химический состав, массовая доля компонента, %
Оксид кальция, (CaO)	95,5
Оксид кремния, (SiO2)	0-3
Оксид магния, (MgO)	0-3
Сера (S), не более	0,05
П.п.п., не более	2
Гранулометрический состав, %
Фракция 0,075 мм	85
Фракция 0,025 мм	13
Фракция 2 мм	2

Таблица 16 - Характеристики гранулированного магния

Химический состав	Массовая доля компонента, %
Магний	96
Покрытие	4
Крупность:	1,2-0,15 мм
в том числе: более 1,2 мм менее 0,15 мм	2 % 0 %
Насыпная плотность

2.3 Внепечная обработка стали на установке ковш-печь

.3.1 Назначение агрегата ковш-печь

Обработка стали на установке ковш-печь (УКП) является неотъемлемой частью технологии производства высококачественного металла, обеспечивая увеличение производительности сталеплавильных агрегатов, экономию энергетических и материальных затрат, включая электроэнергию, электроды, огнеупорные материалы и ферросплавы, повышение степени рафинирования стали от вредных примесей, гомогенизацию и стабилизацию металла по температуре и химическому составу, способствует расширению сортамента стали [20].

В современной металлургии ковш-печь - это агрегат, наиболее рационально обеспечивающий возможность гибкого управления процессом формирования физико-химического состояния расплава для достижения поставленной цели - получение высококачественной стали с заданным химическим составом и свойствами [21].

По характеру решаемых задач можно выделить два технологических режима работы УПК:

. доводка стали по химическому составу и температуре для дальнейшей разливки на МНЛЗ;

. десульфурация стали специально подготовленным, белым глубоко раскисленным шлаком.

Агрегат ковш-печь позволяет осуществлять следующие операции:

-       снижение содержания серы до необходимого уровня;

-       производить сталь с содержанием легирующих элементов в заданном узком пределе;

-       осуществлять отдачу металла на разливку в заданном интервале температур;

-       обрабатывать сталь активными элементами с максимальным и стабильным усвоением;

-       усреднять металл в ковше по температуре и химическому составу;

-       в случае работы с МНЛЗ агрегат ковш-печь является буферной емкостью, позволяющей подавать металл строго в необходимое время при серийной разливке стали;

в случае выпуска металла с превышением химического состава по вредным примесям за счет разбавления чистым металлом другой плавки исключить брак металла по химическому составу [21].

2.3.2 Технология десульфурации стали на УКП

Десульфурация стали при внепечной обработке на УКП является одной из важных технологических операций. Успешное протекание процесса десульфурации обеспечивается наводкой рафинировочного шлака оптимального химического состава, длительностью перемешивания металла со шлаком инертным газом, ранним формированием рафинировочного шлака оптимальной окисленностью металла, обеспечивающей содержание оксида железа (FeO) в шлаке менее 0,5 %.

Глубокая десульфурация металла - это одно из достоинств его обработки на УКП. По физико-химической сущности этот процесс аналогичен процессу десульфурации металла с помощью жидкого синтетического шлака. Для определения главного параметра рассматриваемого процесса, которым является количество шлака, подлежащего наводке в ковше, чтобы добиться требуемой степени десульфурации металла, для случая, когда во время выпуска плавки конвертерный шлак попадает в ковш в пренебрежительно малом количестве, можно воспользоваться формулой [21]:

, (2)

где g_шл - требуемое количество шлака, которое необходимо наводить в ковше, чтобы снизить содержание серы в металле от начального содержания ее [S]_н до конечного [S]_к, кг/100 кг металла (%);

L_S - коэффициент распределения серы между шлаком и металлом;

(S)_н - начальное содержание серы в наводимом шлаке, вызванное содержанием ее в исходных шлакообразующих материалах (в основном извести), %.

Величина прежде всего зависит от химсостава шлака и, как показывали исследования на УПК ККЦ ОАО «Северсталь», может изменяться от 10-20 до 100-110. Максимальные значения относятся к случаям получения белого шлака с основностью около 3,7-4,5 и содержанием FeO менее 1 %. В качестве основных шлакообразующих материалов обычно используют известь и плавиковый шпат в соотношении 4:1. Глубокое раскисление шлака достигается с помощью присадки дроби алюминия.

Подача шлакообразующих материалов в ковш осуществляется в два приема: при выпуске металла из конвертера в ковш и во время обработки его на УПК. Наведение шлака во время выпуска плавки осуществляется, прежде всего, с целью обеспечения нормального режима нагрева металла на УПК с самого начала обработки: чтобы концы электродов были погружены в шлак, имеющий толщину слоя не мене 150 мм [21].

Для обеспечения содержания серы в металле в конце обработки его на УПК менее 0,005 % (степень десульфурации не менее 80 %) требуется обеспечивать, во-первых, получение шлака с высокой серопоглотительной способностью (L_S более 100), во-вторых, наведение такого шлака в количестве не менее 4-5 % (40-50 кг/т).

Для получения [S]_к не более 0,010-0,015 % (при степени десульфурации около 50 %) достаточно наведение шлака в количестве 1,0-2,0 % (10-20 кг/т), что вполне возможно при существующей вместимости ковшей, но не с новой футеровкой.

При правильном использовании имеющегося мощного электродугового нагрева и возможности присадки алюминиевой дроби получение «белого» шлака, обладающего высокой серопоглотительной способностью, не представляет большой сложности [20].

На практике первоначально была успешно освоена технология десульфурации полуспокойных и спокойных кремнийсодержащих сталей, а также низколегированных сталей, в том числе и для производства трубопроводов большого диаметра. Этому способствует достаточно глубокое раскисление этих сталей на выпуске из конвертера. В таблице 17 представлены технологические показатели обработки опытных плавок разных марок стали.

Значительно труднее добиться высоких показателей десульфурации при обработке низкоуглеродистых марок стали (типа 08Ю или 08пс). Данные таблицы подтверждают, что на удаление около 50 % серы при обработке низкоуглеродистых сталей затрачивается примерно в 1,5 раза больше времени. Связано это, в первую очередь, с фактически отсутствием в такой стали кремния (его содержание не должно превышать 0,03 %, а в отдельных марках - и 0,02 %), который снижает активность кислорода в стали, способствуя тем самым более быстрому переходу серы из металла в шлак [21].

На практике практически невозможно избежать попадания конвертерного шлака в сталеразливочный ковш на выпуске, что неизбежно существенно сказывается на составе ковшевого шлака в начале обработки на УПК. Причем, состав ковшевых шлаков плавок низкоуглеродистых сталей наименее благоприятен для проведения десульфурации, по сравнению с другими марками, так как содержание FeO в них достигает 10-15 %, а иногда и выше, согласно таблице 18.

Наименьшую окисленность имеют ковшевые шлаки трубных марок стали. Как правило, на выпуске металла из конвертера производится раскисление-легирование алюминием с расходом не менее 1,4 кг/т, ферросплавами - не менее 16 кг/т и в ковш присаживается 8,0-12,0 кг/т ТШС. Ближе к окончанию выпуска плавки из конвертера производится «подрыв» струи металла, ограничивая попадание в ковш конвертерного шлака, но при этом жертвуя выходом годного. Благодаря чему создаются более благоприятные условия для десульфурации на УПК. Однако распространить эту практику на весь объем обрабатываемой стали не представляется возможным [21].

Таблица 17 - Технологические показатели обработки опытных плавок разных марок стали [21]

Группа марок	Значения	Расход материалов под конвертером, кг/т			Продолжительность обработки, мин	Расход материалов для наведения шлака на УПК, кг/т			Содержание серы, %			Степень десульфурации, %
		СаО	СаF2	Al		СаО	СаF2	Al	На повалке	В начале обработки на УКП	В готовом	Общая	Конвертер-УПК	УПК-разливка
Низколегированные стали	Мин.	5,5	1,0	0,8	37	1,7	0,1	0,2	0,012	0,009	0,003	26,3	0	22,9
	Макс	7,5	1,5	1,5	122	9,4	2,9	0,9	0,050	0,035	0,027	84,0	64,0	74,4
	Ср.	5,9	1,3	1,2	62	5,1	5,1	0,3	0,024	0,017	0,009	61,6	26,8	49,8
Низкоуглеродистые стали	Мин.	0	0	0,3	32	1,1	1,1	0	0,015	0,013	0,002	20,0	0	16,7
	Макс	8,5	2,6	2,1	269	31,9	31,9	1,5	0,107	0,090	0,032	93,0	39,0	92,0
	Сред	5,0	1,3	1,2	87	8,9	8,9	0,6	0,045	0,038	0,015	60,5	18,4	55,1

Таблица 18 - Химический состав ковшевых шлаков на УПК

Группы марок сталей	Момент отбора пробы	Содержание в шлаке, %					Основность (CaO/SiO2)
		CaO	SiO2	(FeO+MnO)	Al2O3	MgO
Типа 08пс	До обработки	45,2	14,5	13,0	13,1	10,0	3,2
	После обработки	50,8	12,6	4,5	18,5	10,6	4,1
Типа ст3	До обработки	41,7	23,6	4,6	16,5	11,4	1,9
	После обработки	47,3	16,4	2,6	18,3	12,2	3,0
Трубные марки	До обработки	52,1	18,6	3,8	13,6	6,8	2,9
	После обработки	54,5	15,6	1,4	16,9	9,1	3,5

2.3.3 Рафинировочный шлак и требования, предъявляемые к нему

Многие металлургические предприятия, использующие агрегаты ковш-печь, в качестве рафинировочного шлака используют твердые шлакообразующие смеси (ТШС), состоящие из извести и плавикового шпата (соотношение 70-75 и 30-25 % вес.), разработанные 30-35 лет назад и успешно применяемые для обработки стали на выпуске из сталеплавильного агрегата.

Рафинировочный шлак должен отвечать следующим требованиям:

состав сыпучих материалов и очередность их подачи должны обеспечивать максимально быстрое формирование жидкоподвижного шлака, так как при серийной разливке стали продолжительность внепечной обработки ограничен временем подачи плавок на МНЛЗ;

иметь хорошую десульфурирующую способность, то есть обладать высокой сульфидной емкостью;

обладать хорошими адгезионными свойствами по отношению к имеющимся в стали неметаллическим включениям;

иметь относительно низкую температуру плавления и теплоемкость;

иметь минимальную газопроницаемость.

Базовой системой для выбора рационального состава шлака при десульфурации стали, раскисленной алюминием и кремнием, является система CaO - Al₂O₃ - SiO₂. При формировании шлака на основе указанной системы стремятся получить состав, близкий к области двойного насыщения 3CaO∙SiO₂ и CaO при наличии сульфидной емкости и жидкотекучести [20].

Увеличению жидкотекучести шлака способствует наличие в его составе до 8-10 % MgO, что снижает температуру плавления и вязкость шлака, повышает активность CaO и соответственно коэффициент распределения серы L_S между шлаком и металлом. На практике, при низком содержании MgO в шлаке, особенно в случае высокоглиноземистой футеровки в него присаживают магнезитовый порошок до 6-8 % MgO. Оптимальное содержание SiO₂ в рафинировочном шлаке с указанной концентрацией MgO составляет 8-10 % [20].

Присутствующий в шлаке Al₂O₃ оказывает значительное влияние не только на его серопоглотительную способность, но и жидкоподвижность. Для шлака системы CaO-Al₂O₃-SiO₂-MgO высокая жидкоподвижность достигается при отношении основности В, равной CaO/SiO₂ к содержанию Al₂O₃ (B/Al₂O₃) в пределах 0,25-0,35. При указанном соотношении менее 0,25 снижается серопоглотительная способность шлака.

Равновесный коэффициент распределения серы между шлаком и металлом характеризующий наибольшую степень десульфурации, можно выразить эмпирическим уравнением:

, (3)

где (СаО) и др. - содержание соответствующих оксидов в шлаке;

а₀ - активность кислорода в металле;

f_S - коэффициент активности серы в металле.

Для обеспечения глубокой десульфурации стали необходимы рафинировочные шлаки с достаточно высокой жидкоподвижностью, что достигается присадкой плавикового шпата. Обычно для ускоренного формирования шлака используют базовую твердую шлаковую смесь (ТШС) извести и плавикового шпата в соотношении 3:1 или 4:1, присаживаемую под струю металла при выпуске его из сталеплавильного агрегата в ковш. При соблюдении рациональных технологических параметров такой кратковременной обработки металла быстро формируется жидкоподвижный шлак с высокой десульфурирующей способностью, обеспечивающий содержание серы в стали на уровне 0,010-0,015 %.

Однако считается, что применение ТШС, обычной используемой на выпуске из сталеплавильного агрегата, для условий ковша-печи неоправданно по экологическим и экономическим соображениям. Однако правильнее ставить вопрос об изменении состава традиционно используемых ТШС, содержащих 20-25 % плавикового шпата, - замене его другими компонентами. Присадка ТШС в период выпуска плавки необходима для ускорения шлакообразования, экономии электроэнергии, более полного использования тепла металла и энергии падающей струи. Это особенно важно при повышенном исходном содержании серы в металле, когда продолжительность обработки на УКП увеличивается по сравнению с циклом разливки стали на УНРС [21].

Поиски замены плавикового шпата в качестве разжижителя высокоосновных рафинировочных шлаков являются актуальными, особенно по экологическим соображениям. Действительно, при относительно длительной обработке стали на УКП (40-50 мин и более) шлак, содержащий CaF₂, заметно разрушает дорогостоящую футеровку ковша, особенно шлакового пояса. Кроме того, в зоне электрических дуг СаF₂ разлагается с образованием фтористого водорода, отрицательно влияющего на экологию окружающей среды. Поэтому на ряде металлургических предприятий, где используют УКП, для разжижения шлака применяют не плавиковый шпат а более дешевые материалы, например, отходы ферросплавного производства с 72 % Al₂O₃ и 17 % СаО, шлак алюмотермического производства кремния, содержащего до 20 % Al и до 25 % Al₂O₃, а также другие материалы [20].

Специальные меры десульфурации на УКП принимают только при выплавке стали с низким содержанием серы (не более 0,005-0,010 %). Согласно экспериментальным данным, для ускорения формирования в ковше высокораскисленного шлака высокой основности расход материалов (известь - не менее 10 кг/т, плавиковый шпат и алюминий - не менее 1,5 кг/т стали) распределяется следующим образом, % общего расхода:

Таблица

	На выпуске	На УКП
Известь	45-50	55-50
Плавиковый шпат	55-60	45-40
Алюминий	75-80	25-20

При соблюдении этих условий в ковше формируется шлак с высокой десульфурирующей способностью и необходимой жидкоподвижностью, обеспечивая содержание серы в готовом металле не более 0,007 % при степени десульфурации стали не менее 75 % [20].

 

3. Расчетная часть

Для того чтобы получить заданное содержание серы (0,01 %) в стали марки 01ЮТ в ККП ОАО «Северсталь», наряду с внедоменной обработкой чугуна на установке десульфурации, проводят дополнительное обессеривание стали на выпуске перед разливкой на УКП.

Для сталей, раскисленных алюминием, целесообразно использовать рафинировочный шлак следующего состава, %

Таблица 19 - Состав рафинировочного шлака, %

Наименование компонента	СаО	SiO2	Al2O3	MgO	(FeO + MnO)
Содержание, %	56 - 62	6 - 10	20-25	6-8	1-2

Для сталей, с низким содержанием серы (не более 0,005 - 0,010 %) при десульфурации стали на установке ковш-печь принимают особые меры. Для ускорения формирования в ковше высокораскисленного шлака высокой основности расход материалов распределяется следующим образом, % общего расхода:

Таблица

	На выпуске	На УКП
Известь	45-50	55-50
Плавиковый шпат	55-60	45-40
Алюминий	75-80	25-20

3.1 Десульфурации стали марки 01ЮТ на установке ковш-печь

Проведем расчет извести, необходимой для достижения марочного содержания серы в стали.

Процесс десульфурации можно представить уравнением реакции:

[S] + (CaO) = (CaS) + [O]. (12)

При экспериментальном изучении распределения серы между жидким металлом и шлаками системы СaO - MgO - Al₂O₃ - SiO₂ для коэффициента распределения серы получим эмпирическое уравнение:

. (4)

Эффективность процесса десульфурации оценивается степенью десульфурации:

. (5)

Соотношение между L_S η_S имеет вид:

, (6)

где λ_S - кратность шлака, равная .

3.1.1 Расчет расхода извести на десульфурацию стали

В расчете используются данные паспорта плавки № 373402, полученного в результате производственной практики на ОАО «Северсталь».

Исходные данные:

η_чугуна = 80 %;

η_лома = 20 %.

Температура чугуна 1401 ⁰С, полупродукта 1655 ⁰С.

Изменение состава металла при выплавке стали.

Углерод

[C]_п/п = 0,0565 %.

Марганец

lgK_Mn= 0,390;       K_Mn= 2,456;

В = 2,935 - основность шлака.

(Fe)_общ = 16,364 %;        c_Si = 0,14;           lg(g_FeO/g_MnO) = 0,158;

g_FeO/g_MnO =1,440

Таким образом,  [Mn]_п/п = 0,063 %

Фосфор

Принимаем (CaO)_шл = 45,2 %.

Тогда lg L_p =2,643;       L_p = 174,998;

[Р]_п/п = 0,003 %

Сера

[S]_п/п = 0,016 %

Таблица 20 - Изменение состава металла при выплавке

	Содержание примесей, %
	C	Si	Mn	P	S
Состав чугуна	4,88	0,71	0,223	0,056	0,018
Состав лома	0,12	0,26	0,42	0,03	0,03
Средний состав шихты	3,785	0,6065	0,268	0,05	0,022
Состав стали перед выпуском	0,004	0,000	0,0096	0,004	0,012
Окислилось примесей	3,781	0,606	0,258	0,046	0,0023

Рассчитаем количество шлака, необходимого для процесса десульфурации стали.

Коэффициент распределения серы в металле составит

,

где 0,18 % - содержание серы в шлаке;

,007 % - содержание серы на выпуске в стали из конвертера.

Согласно формуле (5) рассчитаем степень десульфурации

.

Рассчитаем кратность шлака по формуле (6)

;

;

Зная значения L_S и  можно рассчитать количество извести, необходимой для десульфурации. Условно задаемся, что в ковш попадает 2 кг/т конвертерного шлака. Состав шлака приведен в таблице 21.

Таблица 21 - Состав конвертерного шлака

CaO	Al2O3	SiO2	MgO
42,2	3	12	11,3

Из футеровки ковша состава SiO₂ = 65 % и Al₂O₃ = 35 % переходит в процессе обработки 2 кг/т материала в рафинировочный шлак. Расчет количества оксидов, переходящих в рафинировочный шлак в результате процесса раскисления металла ведем исходя из следующих условий проведения процесса: раскисление марганцем проводим исходя из условий получения в стали 0,127 % Mn, угар Mn принимаем равным 15 %; алюминия 0,028 %, угар алюминия задаем 75 %. Результаты расчетов представлены в таблице 22.

Таблица 22 - Количество оксидов, образующихся при раскислении (расчет на 1 т стали)

Элемент	Концентрация в стали, %	Вводится в металл с учетом угара, %	Угар элемента, %	Образуется оксидов, %
Марганец	0,687	0,560	0,722
Алюминий	0,028	2,192	2,164	3,895
Итого				4,617

Изменение состава рафинировочного шлака к концу обработки представлено в таблице 23.

Таблица 23 - Состав рафинировочного шлака

Материал	Кол-во, кг	Количество оксидов, кг
		CaO	Al2O3	SiO2	MgO	MnO
Известь	14,00	13,30	-	0,21	0,42	-
Оксиды	4,6	-	3,895		-	0,722
Конвертерный шлак	2,0	0,844	0,06	0,240	0,226	0,06
Футеровка	2,0	-	0,7	1,3	-	-
Итого	22,8	14,144	4,655	1,75	0,646	0,782
Состав конечного рафинировочного шлака, %	100	62,00	20,42	7,67	2,83	3,43

3.1.2 Расчет потерь температуры стали при десульфурации

Расчет потерь температуры стали при вводе извести в количестве 14 кг/т стали.

Количество СО₂, получаемого при разложении недопала, принимая потери при прокаливании равными 5%

 кг;

Количество разлагаемого известняка при этом составит:

 кг;

Температура разложения известняка равна 910 °С.

затраты тепла на нагрев 14 кг извести до температуры разложения известняка:

 (7)

где М_изв. - масса извести, кг/т стали;

,246 - теплоемкость извести, кДж/(°С∙кг);

Т_раз - температура разложения известняка, °С.

;

затраты тепла на разложение известняка:

 (8)

где 1776,6 - теплота разложения известняка, °С.

;

затраты тепла на расплавление смеси и нагрев ее до температуры стали:

 (9)

где  - масса смеси после разложения известняка, кг

Т_ст - температура стали на выпуске, °С.

;

затраты тепла на нагрев СО₂ до температуры стали:

 (10)

где 2,4 - удельная теплоемкость СО₂, кДж/(°С∙м³).

кДж;

снижение температуры стали после ввода извести:

 (11)

где 0,835 - удельная теплоемкость стали, кДж/(м³∙К);

m - расчетная масса стали, 1т.

°С.

3.1.3 Расчет электроэнергии на нагрев стали

Мст = 338 т.

Определим количество тепла, необходимого для нагрева 1 т стали на 1 °С.

, (12)

где С_р - теплоемкость стали, МДж/т;

∆Т - изменение температуры, °С;

m_cт - масса стали, т.

МДж/(т ∙ °С).

Количество тепла, необходимое для нагрева М_ст на 1 °С составит

 , (13)

где С_р - теплоемкость стали, МДж/(т ∙ °С);

∆Т - изменение температуры, °С;

М_ст - масса стали, т.

МДж/(т ∙ °С).

С учетом электрического и теплового к.п.д., т.е. суммарных потерь, количество тепла на нагрев 1 т стали на 1 °С составит

 , (14)

где - суммарные потери, .

МДж/(°С∙т).

На нагрев М_ст = 338 т на 1 °С потребуется количество тепла:

МДж/°С.

При переводе тепловой энергии (МДж) в электрическую (кВт∙ч) принимаем соотношение: 1 кВт∙ч = 3,6 МДж; тогда при нагреве 338 т стали на 1 °С потребуется электроэнергии:

кВт∙ч/°С.

Удельный расход энергии на 1 т стали на 1 °С составит

кВт∙ч/(т ∙ °С).

В результате количество электроэнергии, необходимой для нагрева 1 т стали на заданную величину ∆Т = Т_кон - Т_нач:

∆Т = 35,58 °С.

, (15)

где  - удельный расход электроэнергии на 1 т стали.

 кВт∙ч/т.

Из приведенных расчетов можно сделать вывод, что для десульфурации стали марки 01ЮТ на установке ковш-печь необходим расход извести в размере 14 кг/т, что приведет к снижению температуры на 35, 58 °С и увеличению расхода электроэнергии на 20 кВт∙ч/т.

3.2 Расчет энергоемкости производства стали 01ЮТ

Согласно технологической схеме производства ККЦ ОАО «Северсталь» для выплавки сталей с низким и сверхнизким содержанием серы используют чугун, обработанный на УДЧ. Таким образом, целесообразно оценить энергоемкость производства стали с использованием десульфурированного чугуна.

3.2.1 Расчет энергоемкости процесса десульфурации чугуна

Десульфурацию чугуна на заводе проводят известью с гранулированным магнием в струе осушенного азота. Энергоемкость процессов производства десульфураторов представлена в таблицах26,27.

Таблица 24 - Расход материалов на УДЧ

Материал	Расход, ед./т
Известь, кг	1,54
Магний, кг	0,5667
Азот, м3	0,0067

Расчет энергоемкости производства извести.

Технологические параметры процесса обжига известняка представлены в таблице 25.

Таблица 25 - Параметры процесса обжига известняка

Наименование параметра	Расход, ед./т
Расход известняка на тонну извести, т/т	1,8
Расход эл. энергии на добычу известняка, кВт∙ч/т	18
Расход эл. энергии на обжиг известняка, кВт∙ч/т	45
Расход природного газа на обжиг, м3/т	120
Расход воздуха на охлаждение извести, м3/т	1000

Таблица 26 - Результаты расчета энергоемкости извести

Материал, ед.	Энергетический эквивалент, ГДж/ед	Расход материалов, ед/т	Энергоемкость, ГДж/т
Природный газ, 1000 м3	37,34	0,120	4,48
Воздух, 1000 м3	1,2	1,0	1,2
Расход известняка, т	0,072	1,8	0,1296
Электроэнергия (обжиг), 1000 кВт×ч	11,92	0,045	0,54
Итого			6,35 ГДж/т

Энергоемкость производства магния.

Энергоемкость процесса десульфурации передельного чугуна.

Таблица 27 - Результаты расчета энергоемкости процесса десульфурации чугуна

Материал	Энергетический эквивалент, ГДж/ед.	Расход материала, ед./т	Энергоемкость, ГДж/т
Чугун, т	25,60	1,009	25,83
Известь, т	6,35	0,0014	0,0089
Магний, т	186,57	0,00032	0,059
Азот, 1000 нм3	5,8	0,0674	0,390
Электроэнергия, 1000 кВт×ч	11,25	0,0809	0,001
Итого			26,288 ГДж/т

Согласно принятой методике расчета энергоемкости с помощью энергетических эквивалентов был выполнен расчет энергоемкости производства стали 01ЮТ.

Энергоемкость стали 01ЮТ с использованием десульфурированного чугуна приведена в таблице 28.

Таблица 28 - Результаты расчета энергоемкости производства стали с УДЧ

Материал, ед.	Расход, ед./плавку	Расход, ед./т	Эквивалент, ГДж/ед.	Энергоемкость, ГДж/т	Энергоемкость, %
1	2	3	4	5	6
Чугун, т	295	0,843	26,288	22,164	80,944
Лом, т	80,5	0,230	2,0	0,460	1,679
Кокс, т	0,177	0,0005	40,25	0,010	0,037
Известь, т	19,801	0,057	5,72	0,326	1,191
Доломит, т	1,950	0,006	0,62	0,0037	0,014
ФОМ, т	2,994	0,009	14,41	0,129	0,471
Кислород, тыс. м3	20,624	0,059	6,39	0,377	1,376

Таблица

1	2	3	4	5	6
Al, т	0,836	0,002	230	0,460	1,679
Ar, м3	27,302	0,078	35,58	2,775	10,134
Эл. энергия, кВт×ч		0,0410	11,25	0,461	1,684
Огнеупоры		0,004	16,5	0,066	0,241
Mn95, т	0,277	0,0008	55	0,0435	0,159
FeTi70, т	0,313	0,0009	119,33	0,107	0,391
Итого				27,382	100

Прямые энергозатраты = 23,769 ГДж/т

Косвенные энергозатраты = 3,613 ГДж/т

Таблица 29 - Результаты расчета энергоемкости производства стали 01ЮТ без УДЧ

Материал, ед.	Расход, ед./плавку	Расход, ед./т	Эквивалент, ГДж/ед.	Энергоемкость, ГДж/т	Энергоемкость, %
1	2	3	4	5	6
Чугун, т	295	0,843	25,6	21,580	72,718
Лом, т	80,5	0,230	2,0	0,460	1,550
Кокс, т	0,177	0,0005	40,25	0,010	0,034
Известь, т	19,801	0,057	5,72	0,326	1,098
Доломит, т	1,950	0,006	0,62	0,0037	0,0125	2,994	0,009	14,41	0,129	0,435
Кислород, тыс. м3	20,624	0,059	6,39	0,377	1,270
Al, т	0,993	0,0028	230	0,653	2,204
Ar, м3	44,159	0,126	35,58	4,489	15,126
Эл. энергия,кВт×ч		0,117	11,25	1,316	3,813
Огнеупоры		0,004	16,5	0,066	0,224
Mn95, т	0,277	0,0008	55	0,0435	0,147
FeTi70, т	0,313	0,0009	119,33	0,107	0,361
CaF2, т	0,525	0,00155	7,00	0,0109	0,0367
Известь, т	6,247	0,0185	5,72	0,1057	0,356
Итого				29,676	100

Прямые энергозатраты = 23,378 ГДж/т

Косвенные энергозатраты = 6,298 ГДж/т

Согласно проведенным расчетам энергоемкость производства стали с использованием десульфурированного чугуна оказалась ниже (27,382 ГДж/т) по сравнению с традиционной технологией (29,676 ГДж/т), что объясняется дополнительным расходом материалов и энергии на внепечную обработку стали. Это говорит о целесообразности применения технологии внедоменной десульфурации чугуна.

3.3 Расчет приведенных выбросов

В настоящее время для условий черной металлургии РФ можно ориентировочно принять, что ущербоемкость потребляемой энергии на 1 т проката по прямым, косвенным отраслевым и общенациональным затратам соответственно составляет, %: 51; 14; 35. Таким образом, ущербоемкость от прямых энергозатрат составляет чуть более половины общей ущербоемкости, связанной с потреблением энергии.

При этом следует принимать во внимание, что увеличение использования электроэнергии приводит к дополнительному загрязнению природной среды. Так, если принять, что для выработки 1 кВт·ч электроэнергии расходуется 0,350 кг у.т., приведенная масса выбросов, образовавшихся в электроэнергетике, будет примерно равна, кг/т у.т.:

М_Э = 525·Т_УЭ, (16)

где Т_УЭ - расход первичного условного топлива на выработку электроэнергии, т у.т.

Таблица 30 - Приведенные выбросы, образовавшиеся в электроэнергетике

Энергоемкость стали, ГДж/т	Расход эл. энергии, кВт∙ч	Расход у. т., кг	Приведенные выбросы, кг/т у.т.
27,382	8553,61	2993,76	1522,50
29,676	8020,83	2807,29	982,55

 

 

4. Безопасность жизнедеятельности

.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха

ОАО «Северсталь» в соответствии с требованиями СанПиН 2.2.1/2.1.1.1200 03 относится к первому классу предприятий с размером санитарно-защитной зоны 1000 метров. Комбинат расположен с подветренной стороны по отношению к жилой зоне на расстоянии 200 м, что является нарушением санитарных норм и правил [22].