Печи для массовой выплавки стали

  Приведенные данные не позволяют согласиться  с мнением о расточительном использовании  энергии в электрометаллургии, а  также об отсутствии серьезных перспектив на будущее у электрометаллургических процессов получения стали и ферросплавов. Следует также учитывать, что доля стали, выплавленная тем или иным способом, определяется не только энергетикой, но и другими факторами, в числе которых производительность агрегатов, содержание примесей в готовом металле, баланс лома в стране и мире и др.

  При выборе варианта выплавки стали важное значение имеют экологические проблемы. Так, суммарное пылегазовое выделение  с учетом всех процессов подготовки и переработки 1 т лома составляет 0,79 кг/т (при эквивалентной замене 1 т чугуна 1,25 т подготовленного лома — 0,99 кг/т), а при производстве 1 т чугуна — 27,3 кг/т. Повышенные в связи с этим пылегазовые выделения при производстве конвертерной стали по сравнению с электросталью — соответственно в сумме 10,5 и 2,06 кг/т — обусловливают увеличение суммарных затрат на улавливающие системы и очистные устройства.

  Полный  сбор и использование лома необходимы для предупреждения загрязнения  почвы продуктами его окисления, так как за год хранения лома теряется 0,5 -0,6 % металла. Например, в Японии именно это явилось причиной разработки и осуществления государственной программы сбора и подготовки лома черных металлов к переплаву.

  С учетом этих обстоятельств следует  прогнозировать сохранение в XXI в. и энергорасточительного конвертерного, и энергоэкономного электросталеплавильного производств. По-видимому, правы те металлурги, которые считают, что до возникновения принципиально новых процессов в черной металлургии в конвертерах и электропечах будет выплавляться приблизительно по 50 % стали (в настоящее время доля электростали в мировом производстве составляет 33 - 35 %). Что касается получения основных видов ферросплавов, а также спецметаллургии, то пока электрометаллургия альтернативы не имеет.  

  Подъемно-поворотный стенд сталеразливочных ковшей МНЛЗ

  Опыт  эксплуатации МНЛЗ показал, что рабочие  процессы литья составляют менее 50 % календарного времени, а остальная  часть тратится на подготовку машин  к разливке, плановое и аварийное обслуживание, текущие простои. Уменьшение времени на операции благодаря более гибкому согласованию работы МНЛЗ с графиком сталеплавильных агрегатов и уменьшению простоев дает больший рост производительности, чем увеличение скорости литья.

  Ключевым  узлом, обеспечивающим подачу стали  на МНЛЗ, является стенд сталеразливочных ковшей. Все современные МНЛЗ имеют  в своем составе стенды, что  позволяет исключить разливку с  крана и предотвратить большие  повреждения при аварийном накрытии стопора ковша.

  Предпочтительный  состав оборудования для подачи стали  на МНЛЗ при линейной планировке: поворотный стенд, с помощью которого стальковши передаются из печного пролета в  пролет МНЛЗ, передвижные тележки  для промковшей, передвигающиеся  вдоль него. В этом случае обеспечивается разделение грузопотоков — основных технологических и по обслуживанию и подготовке МНЛЗ к работе. Кроме того, при подаче металла к кристаллизаторам из стальковшей важно исключить его вторичное окисление. В связи с этим поворотный стенд МНЛЗ должен быть оснащен механизмом подъема, чтобы обеспечить установку соответствующих устройств для защиты струи металла от вторичного окисления.

  Создание  подъемно-поворотных стендов стальковшей  большой вместимости сопряжено  с решением существенных проблем конструирования, а изготавливают их иногда на пределе технологических возможностей заводов тяжелого машиностроения. Достаточно отметить, что масса полностью наполненных 100 - 350-т ковшей составляет от 150 до 450 т, их средний диаметр — от 3 до 4,5 м, высота—от 3,5 до 5,5м, при этом вылет ковшей на консоли подъемно-поворотного стенда должен быть в пределах от 4 до 7 м. Этот вылет определяется расположением стенда относительно цеховых колонн, габаритами приближения цеховых подъемно-транспортных средств, увязкой конструкции с оборудованием разливочной площадки, а также взаимной ориентацией стальковша, промковша и кристаллизаторов МНЛЗ.

  При разработке стенда необходимо учитывать, что отказ поворота может повлечь  за собой серьезные повреждения МНЛЗ и длительную остановку, поэтому для механизма поворота обязательно резервирование.

  Сравнение энергоемкости стали  различных методов  выплавки

  Мировой индекс цен на электроэнергию и топливо  по сравнению с другими промышленными  ресурсами увеличивается намного  быстрее, поэтому в современных условиях энергетическая экономичность промышленных процессов, в том числе и при выплавке стали, относится к важнейшим показателям производства. Анализ уровня и структуры энергозатрат на получение стали позволяет наметить перспекгивные энергосберегающие технологические схемы и пути снижения энергоемкости металлопродукции.

  Энергоемкость, т.е. затраты первичной энергии  на получение стали, представляет собой  сумму затрат потенциальной тепловой энергии как в собственно сталеплавильном производстве, так и на всех предшествующих этапах получения материалов, использованных на плавку, в том числе на энергоносители (топливо, электроэнергию), а также затраты энергии на добычу сырья, его транспортировку, подготовку производства.

  Проанализируем  энергоемкость углеродистой стали, выплавленной разными процессами: конвертерным с долей лома в шихте 25 - 30 %, мартеновским скрап-рудным с долей лома 45 %. мартеновским скрап-процессом с долей лома 65 %. электросталеплавильным с долей лома 100 %, электросталеплавильным с подогревом лома в шахтном подогревателе конструкции фирмы "Фукс Системтехник" с долей лома 70 и 100 %. топливно-дуговым процессом и в агрегате EOF с долей лома 50 % .

  При расчетах энергоемкость материалов принималась по литературным данным, при этом учитывались основные технологические энергозатраты на: металлошихту, топливо и электроэнергию, кислород, огнеупоры, известь, графитированные электроды и газоудаление.

  Максимальный  уоовень энергозатрат характерен для  процессов с высокой долей  чугуна в шихте (конвертерный, мартеновский и EOF). Доля энергозатрат на чугун достигает при этом 53 - 91 % от общих затрат энергии на выплавку стали, Затраты первичной энергии при выплавке стали в дуговой сталеплавильной печи (ДСП), работающей на 100 % лома, и электроэнергии в 1.8 - 2.3 раза меньше, чем в указанных выше процессах. Применение 30 % чугуна в шихте ДСП приводит к увеличению энергозатрат на выплавку электростали в 1,5 раза.

  Анализ  показывает, что электросталеплавильный процесс при 100% лома в шихте является наиболее эффективным по энергозатратам. Важнейшим резервом снижения энергоемкости стали является, кроме повышения доли лома в шихте, экономия топлива is энергии при получении стали.

  Рассмотрим  на примере ДСП основные направления энергетической оптимизации электроплавки:

  1) минимальное использование электроэнергии  — наиболее дорогого энергоносителя, применение которого связано с наибольшими затратами первичного топлива. На получение 1 кВт*ч электроэнергии расходуется 3,1 - 3.3 кВт - ч топлива:

  2) использование в ДСП максимально возможных количеств относительно дешевого органического топлива. преимущественно угля;

  3) наиболее полное использование  тепла отходящих газов для предварительного высокотемпературного нагрева лома.

  Количество  энергии, вводимой с топливом, при широком использовании на современных ДСП топливно-кислородных горелок (ТКГ), обычно не превышает 50-70 кВт*ч/т, что сокращает расход электроэнергии на 35-50 кВт*ч/т.

  За  рубежом топливо отходящих газов  ДСП используют для нагрева лома в загрузочных бадьях. Однако из-за ограниченой стойкости бадей среднемассовая температура подогрева лома обычно составляет 300-350°С. Такой подогрев обеспечивает снижение расхода электроэнергии на 25-35 кВт*ч/т.

  Совместное  использование ТКГ и подогрева  лома в бадьях позволило уменьшить расход электроэнергии до 400-430 кВт*ч/т, а расход првичного топлива, рассчитаного только по энергоносителям, до 1700-1800 кВт*ч/т. Дальнейшее сокращение этих расходов требует значительного увеличения количества топлива, используемого взамен электроэнергии, и перехода к высокотемпературному подогреву отходящими газами всей массы лома.

  Предварительный подогрев лома до среднемассовой температуры 1000 °С впервые реализован в агрегате ББК-Бруса. в котором объединены 36-т ДСП и расположенная над ней вращающаяся трубчатая печь. Подогрев фрагментированного лома в печи осуществляется в противотоке отходящими газами и ТКГ. При дополнительном расходе природного газа на ТКГ около 30 м3/т (280 кВт*ч/т) расход электроэнергии снизился на 220 кВт*ч/т. 

  В последние годы в США осваивается  так называемый Констил-пропесс, в котором используется подогреватель конвейерного типа. Из-за ограниченной стойкости конвейера температура подогрева лома не превышает 600 - 750 °С. Расход электроэнергии без использования ТКГ снизился до 320 - 340 кВт*ч/т.

  Однако  такие подогреватели лома дороги, требуют для своего размещения больших площадей и не обладают необходимой стойкостью. В связи с этим трубчатые и конвейерные печи для подогрева лома не получили распространения. Более перспективной представляется ДСП с шахтными подогревателями лома конструкции фирмы "Фукс Системтехник" [2]. Шахтный подогреватель устанавливается на своде печи и является продолжением рабочего пространства. Большая часть лома загружается непосредственно в печь, а остальная — в подогреватель. Технологические газы удаляются из печи через шахтный подогреватель. По мере нагрева лом сходит из шахты в рабочее пространство. Печь оборудована ТКГ и манипулятором для вдувания угля. В последних конструкциях подогреватель имеет в нижней части водоохлаждаемые поворотные пальцы, что позволяет подогревать всю массу шихты. Применение шахтного подогревателя лома и применение ТКГ обеспечивает снижение энергоемкости стали по сравнению с обычной ДСП на 30 - 40 %.

    Задача глубокой утилизации тепла  отходящих газов для нагрева  лома наиболее успешно решена  в известном топливно-кислородном  агрегате EOF, в котором переплавляется  шихта, состоящая из жидкого  чугуна и лома. Топливом служит  порошкообразный уголь вдуваемый  в жидую ванну вместе с кислородом. Подогреватель лома, снабженный водоохлаждаемыми разделительными решетками, устанавливается над печью. Лом загружается в подогреватель сверху отдельными порциями и по мере нагрева перемещается с решетки на решетку, а затем в ванну. Подогревается до температуры 850 °С весь лом на плавку.

  Определенный  прогресс наблюдается и в области  совершенствования применяемых  на ДСП горелок. В НИИМ разработаны  поворотные ТКГ единичной мощностью 20 МВт и более, позволяющие изменять в широких пределах направления факела по ходу нагрева, в том числе горелки эркерного типа, обеспечивающие внедрение факелов в слой шихты на уровне подины. Это обеспечивает высокий КПД горелок (60 - 70 %). При расходах природного газа 16-18 м3/т и кислорода 32 - 36 м3/т энергопотребление на 100-т ДСП снижается на 120- 180кВт*ч/т. Высокая мощность и энергетическая эффективность горелок конструкции НИИМ позволили реализовать двухстадийный процесс электроплавки, когда после завалки и подвалки шихты горелки работают при отключенных дугах.

  В последние годы широкое распространение  получает использование порошкообразного угля на ДСП. Это подтверждается результатами освоения так называемого K-ES процесса. Для работы по технологии K-ES ДСП оборудуются донными фурмами для вдувания порошкообразного угля. кислорода, инертных и защитных углеводородных газов через подину. В стенах устанавливаются ТКГ для дополнительного нагрева лома и. главным образом, для дожигания СО, выделяющейся из ванны. При расходе угля 22 - 30 кг/т и кислорода 50 -55 м3/т сокращение расхода электроэнергии на 1 кг угля составляет в среднем 5,3 кВт*ч/кг, а расход электроэнергии на плавку сокращается до 280 - 320 кВт ч/т.