Структура комплекса электросталеплавильного комплекса производительностью 1100 - 1200 тыс. т проката в год включает следующие технологические участки:

хранения и подготовки шихтовых, шлакообразующих и легирующих материалов с системой закромов, бункеров и взвешивающих устройств, состав которых определяется сортаментом выплавляемой стали,

электроплавки -- 125-т электропечь с системами энергосбережения, инжекционными и горелочными устройствами, обслуживающими манипуляторами и другой периферией, обеспечивающей проведение высокоскоростных плавок;

внепечного рафинирования -- 125-т установки АКОС и АКВОС с сопутствующими загрузочными, продувочными и перемешивающими устройствами по определению технологических организаций и заводов-заказчиков;

системы и устройства передачи сталеразливочных ковшей от электропечей к АКОСу (АКВОСу) и к МНЛЗ; непрерывной разливки -- МНЛЗ с промежуточным ковшом соответствующей производительности для разливки стали по принципу "плавка на плавку" с необходимыми системами по определению специализированных организаций и заводов-заказчиков;

прокатки и доводки товарной металлопродукции с необходимыми системами по определению специализированных организаций и заводов-заказчиков.

Для подобных комплексов используется дуговая сталеплавильная печь ДСП-125 и агрегат комплексной обработки стали АКОС-125 с автоматизированными системами управления на базе микропроцессорной техники.

Емкость, т: номинальная- 120; максимальная - 140; Мощность трансформатора, MB.A - 95/110; Первичное напряжение, кВ - 35/110; Диапазон вторичного напряжения, В - 951- 324; В т.ч. с постоянной мощностью - 951 -818; Максимальный ток. КА - 67; Диаметр электродов, мм - 610; Диаметр распада - электродов, мм- 1200; Продолжительность расплавления под током, мин - 40 - 50; Удельный расход электроэнергии, кВт ч/т - 300 - 350; Число топливных горелок - 6; Максимальная мощность одной горелки. МВт - 6,0; Расход электродов, кг/т2,5 - 3.

Удельные расходы: природный газ, м3/т - 8-10; кислород, м3/т - 35 - 40; угольный порошок, кг/т - 10 - 12; вода на охлаждение, м3/ч: химически очищенная - 50; техническая- 650

Верхняя водоохлаждаемая часть кожуха печи выполнена в виде трубчатого каркаса с трубчатыми панелями, свод комбинированный -- футерованная купольная центральная часть и периферийная водоохлаждаемая часть из трубчатых секций. Нижняя часть кожуха выполнена с эркером для донного выпуска плавки с отсечкой шлака при минимальном наклоне печи на 6 - 10 град.

В качестве дополнительного источника энергии используются шесть газокислородных горелок суммарной максимальной мощностью 36 МВт, расположенных в стенах, дверце и зоне эркерного выпуска.

Для продувки и перемешивания ванны, дожигания СО и Н2 печь оборудована четырьмя соплами "острого" дутья, расположенными в кожухе печи ближе к подсводовому пространству. Возможно оснащение печи системой донной продувки ванны кислородом и инертным газом.

Электрические параметры печи позволяют вести плавку в энергосберегающем режиме длинных дуг, экранированных пенистым шлаком. Энергосбережение при плавке обеспечивается также другими конструктивными решениями: уменьшенной длиной кабельной гирлянды, увеличенной водоохлаждаемой площадью стен, токоведущими рукавами электрододержателей.

Печь комплектуется манипуляторами для вдувания углерода, извести и кислорода для образования пенистого шлака, отбора проб и измерения температуры. Предусмотрены пост внепечного подогрева шихты отходящими газами в бадье и пост для электроподогрева разливочных ковшей до 1200 °С.

Большинство предлагаемых технических решений прошло практическую проверку на 100-т печи Молдавского металлургического завода.

Ниже приведены основные технические характеристики АКОС-125: Масса обрабатываемой стали, т - 100 - 125; Мощность трансформатора, MB.А - 16 ; Напряжение: первичное, кВ - 35; вторичное, В - 98 - 280; Максимальный ток, кА - 40,1; Диаметр электрода, мм - 400; Скорость нагрева металла, °С/мин - 3-5; Время обработки одного ковша, мин - 25 - 50; Число бункеров с добавками - 14; Расход электроэнергии, кВт - ч/т - 25-40; Расход электродов, кг/т - 0,3; Стойкость футеровки (число плавок) - 30 - 60.

Выбраны рациональные конструктивная и электрическая схемы агрегата: три электрода на одной траверсе, алюминиевые токоподводы. триангулированная короткая сеть. Агрегат снабжен всеми технологическими устройствами внепечной обработки, обеспечивающими продувку аргоном через пористую пробку, подачу порошковой проволоки, продувку порошками через фурму, отбор проб металла, измерение его температуры и активности.

Автоматизированная двухуровневая система управления электросталсплавильным комплексом охватывает все участки производства от подготовки шихты до разливки стали. Системы управления каждым участком состоят из подсистем, которые обеспечивают управление всем оборудованием и связаны в единую систему управления комплексом.

Предлагаемая структура системы управления позволяет конфигурировать любые комплекты систем управления в зависимости от требований заказчика. Электропечное оборудование комплекса может поставляться в комплекте с системой пылегазоочистки, обеспечивающей выполнение требований по защите окружающей среды, в том числе от токсичных диоксиновых выбросов. В комплекте с электропечным оборудованием поставляются также сталевозы, стальковши и другое оборудование. Технологическая линия электросталеплавильного комплекса должна включать сортовую или слябовую МНЛЗ на годовой объем производства до 1,2 млн т литой заготовки и соответствующее прокатное и термическое оборудование.

На конкурентоспособность процессов производства стали значительное влияние оказывает эффективность использования энергии. При сравнении энергетической эффективности Ээф различных сталеплавильных переделов наиболее объективным и наглядным показателем можно считать отношение энтальпии продуктов плавки -- жидкой стали и шлака (ж'с, ш) -- к затратам первичной энергии на выплавку стали. Эти затраты первичной энергии включают тепловую энергию, использованную как в собственно сталеплавильном производстве, так и на всех предшествующих этапах получения материалов, применяемых при выплавке, в том числе энергоносители (топливо, электроэнергия), а также затраты энергии на добычу сырья, его транспортировку, подготовку производства (Зп.э):

Ээф=іс.ш*100/3пэ, %.

Для расчета Ээф приведенные в таблице при іс.ш = 450 кВт*ч/т.

Как и следовало ожидать, минимальная энергетическая эффективность характерна для процессов с высокой долей чугуна в шихте (конвертерный, мартеновский); при выплавке стали в дуговой сталеплавильной печи (ДСП), работающей на 100 % лома, она в 1,7 - 2,3 раза выше и приближается к сквозному коэффициенту полезного использования первичного топлива при работе по схеме ТЭЦ -- ДСП, составляющему 20-30%.

Из таблицы видно, что в электросталеплавильном процессе имеются большие возможности для повышения Ээф. Так, эффективный подогрев лома теплом отходящих газов позволил при выплавке стали в шахтных печах конструкции "фукс Системтехник" не только повысить Ээф, но и сократить долю электроэнергии в общем приходе тепла с 60 до 51 %. Снижение затрат первичной энергии по сравнению с обычными печами в 1,5 - 1,6 раза может быть достигнуто двухстадийным процессом в топливно-дуговом сталеплавильном агрегате (ТДСА) конструкции НИИМ [I]. Экономию энергии обеспечивают также донная продувка жидкого металла в ДСП, сокращение продолжительности плавки и другие мероприятия.

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.

РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА СТАЛИ МАРКИ 38ХН3МФ

В плавке используем легированные отходы и углеродистый лом. Плавку проводим методом переплава легированных отходов (без окислительного периода). Данные о составе шихтовых материалов приведены в таблице 1 и 2.

Таблица 1 - Состав металлической части шихты.

Принимаем, что легированные отходы содержат 1% мусора, состоящего из 75% SiO2 и 25% Al2O3. а углеродистый лом содержит 1 % окалины в виде Fe3O4.

Таблица 2 - Состав неметаллической части шихты

Расчет шихты для плавки

Расчет производим на 100 кг металлошихты. Принимаем, что доля легированных отходов во всем ломе составляет 70 %, а углеродистого - 30%.

Содержание углерода в металле по перед раскислением (в конце плавки) должно быть равным его нижнему пределу в заданной марке стали, т.е. 0,35 %. С учетом науглероживания металла в восстановительный период (в среднем 0,05%) содержание углерода в металле в начале восстановительного периода (по расплавлении) должно составлять:

[Cв.п] = 0,35 - 0,05 = 0,3% (1)

Угар углерода в период плавления составляет 0,1 - 0,3%. Примем угар углерода периода плавления равным 0,2%, тогда содержание углерода в шихте должно быть:

[Cших] = 0,3 + 0,2 = 0,5% (2)

Среднее содержание лома в металлическом ломе составляет:

[Cл] = (0,15*30/100)+(0,38*70/100) = 0,31 %

Так как , [Cл] < [Cших], то для повышения содержания углерода необходимо использовать чугун.

В состав металлошихты, кроме чугуна и лома входит никель металлический. Для определения массы подаваемого в шихте никеля воспользуемся формулой (3):

QNi=mo*([Niгот] - [Ni ших])*100 / Kус.*[Ni]ґ(3)

Где[Ni] - содержание элемента в готовом металле, %;

[Ni ших] - содержание никеля в шихте, %;

Кус. - коэффициент усвоения ванадия, %; (100%)

[Ni]ґ - содержание элемента в ферросплаве, %.

Q Ni=100*(3 - 2)*100/100*100 = 1,0 кг.

Примем расход чугуна с содержанием углерода 4,2% за х от массы всей металлошихты. Тогда расход всего металлолома составит ((100-1) - х). Балансовое уравнение по углероду имеет вид:

0,31 * (99 - х) + 4,2 * х = 0,5 * 100

Откуда х = 4,83%.

Расход металлического лома составляет:

99 - 4,83 = 94,17 кг

В этом количестве металлического лома содержится:

Углеродистого лома 94,17 * 30/100 = 28,25 кг

Легированного лома 94,17 * 70/100 = 65,92 кг.

Таким образом, весовой состав металлической части шихты в завалку следующий:

Чугун 4,83 кг

Углеродистый лом 28,25 кг

Легированный лом 65,92 кг

Никель металлический 1,0 кг

Итого 100 кг.

Состав металлической части шихты по элементам, %:

[C]ших.= 4.2*4,83/100 + 0,15*28,25/100 + 0,38*65,92/100 = 0,492;

[Si]ших.= 0,5*4,83/100+0,2*28,25/100+0,3*65,92/100 = 0,279;

[Mn]ших.= 0,3*4,83/100+0,4*28,25/100+0,45*65,92/100 = 0,424;

[Cr]ших.= 0,5*65,92/100 = 0,329;

[Ni]ших.= 2*65,92/100+1 = 2,318;

[Mo]ших.= 0.4*65.92/100 = 0.263;

[V]ших.= 0.4 * 65.92/100 = 0.263;

[P]ших.= 0,02*4,83/100+0,04*28,25/100+0,02*65,92/100 = 0,025;

[S]ших.= 0,035*4,83/100+0,03*28,25/100+0,02*65,92/100 = 0,023;

[Fe]ших.=94,95*4,83/100+99,18*28,25/100+95,53*65,92/100 = 95,577.

Мусор :

1 * 65,92 / 100 ? 0,66;

из этого количества мусора 75% приходится на SiO2 а 25% на AL2O3:

SiO2 = 0,66* 75 / 100 = 0,495 %

AL2O3 = 0,66 * 25 / 100 = 0,165 %

Расчет расхода извести