Способ производства стали, электроэнергии и портландцемента
METHOD FOR PRODUCING STEEL, ELECTRICITY, AND PORTLAND CEMENT

Изобретение относится к черной металлургии, энергетике и цементному производству. Способ может быть использован для производства: стали, электроэнергии и портландцемента в рамках одного энерготехнологического комплекса (ЭТК). При реализации способа вместе с первичными источниками сырья и энергии такими как: железная руда, уголь, известняк, электроэнергия, природный газ и т.д., используют вторичные материальные и энергетические ресурсы (ВМР и ВЭР), такие как: раскаленные печные газы, шлаковые расплавы, некондиционные железоуглеродистые сплавы, отвальные шлаки, металлолом, пыли системы газоочистки, отходы угольной энергетики, продукты криогенной ректификации воздуха, и т.д.
Известен способ получения стали, включающий производство чугуна в доменной печи [1. Вегман Е.Ф., Жеребин Б.Н., Похвиснев А.Н., Юсфин Ю.С., Курунов И.Ф., Пареньков А.Е., Черноусов П.И. Металлургия чугуна: учебное пособие для вузов. 3-е изд., перераб. и доп. / Под редакцией Юсфина Ю.С. – М.:ИКЦ «Академкнига», 2004. -774 с.], окислительное рафинирование металла в кислородном конвертере и раскисление-легирование стали в агрегате ковш-печь (АКП) [2. Бигеев А.М., Бигеев В.А. Металлургия стали: 3-е изд., перераб. и доп. – Магнитогорск: МГТУ, 2000. – 542 с.]. При реализации данного способа, ВЭР - горючие газы (коксовый и доменный), используют в производстве электроэнергии, а ВМР - гранулированный доменный шлак используют в производстве портландцемента. Данный способ имеет следующие недостатки: во-первых, из-за большого удаления тепловой электростанции и цементного производства от источников вторичных ресурсов, часть энергетических ресурсов (физическое тепло) теряется; во-вторых, данный способ не позволяет перерабатывать в цемент сталеплавильные шлаки и отходы энергетического производства.
Известно устройство «рол-камерадля реализации термохимических процессов» [3. RU 2692532 C1, 2018], которое используют для аппаратурного оформления различных технологических процессов. Рол-камера имеет корпус, представляющий собой пустотелый ролик с симметричной цилиндрическо-конической поверхностью с бóльшим диаметром в центральной по его длине зоне. Внутренняя рабочая поверхность корпуса футерована. Рол установлен с возможностью вращения вокруг горизонтальной оси. С обеих сторон в него введены невращающиеся вставки, в которых сформированы подводящие каналы, обеспечивающие подачу в камеру материалов и газовых смесей и отводящий канал, по которому из камеры отводят образующуюся пылегазовую смесь. Кроме этого на невращающихся вставках размещают видеокамеры и приборы, позволяющие контролировать процессы в камере и каналах вставок. Каждая вставка установлена с образованием щели между внутренней поверхностью корпуса и наружной поверхностью вставки. Щель используют в качестве канала для подачи в рол-камеру газовых смесей. Вставки выполнены с возможностью их выведения из камеры, а в местах контакта вставок с вращающимся корпусом установлены уплотнительные манжеты. В центральной части корпуса камеры установлен загрузочный люк. В частных случаях исполнения в центральной части корпуса устанавливают шиберный затвор для выпуска жидких продуктов плавки и механизм для отбора проб, а на невращающихся вставках устанавливают горелки для сжигания дополнительного топлива. Кроме этого в отводящем канале рол-камеры устанавливают систему затворов, позволяющую регулировать логистику отходящей пылегазовой смеси.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту является способ получения стали и портландцемента [4. RU 2710088 C1, 2017]. В способе используют вращающиеся технологические камеры: камера плавления и камера насыщения.  Камеры являются аналогом рол-камеры [3. RU 2692532 C1, 2018]. В камере плавления производят основные технологические операции, связанные с получением стали, а именно: жидкофазное восстановление чугуна, окислительное рафинирование и раскисление-легирование стали. В камере насыщения, получают портландцементный клинкер. Клинкер получают посредством насыщения известью шлаковых расплавов, образующихся в камере плавления. Охлаждение клинкера проводят в клинкерном холодильнике. В соответствии с заданием формируют портландцементную смесь, в которую входит клинкер и технологические добавки [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.] и [6. ГОСТ30515-2013 Цементы. Общие технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2014. – 41 с.]. Чистку портландцементной смеси от металлических включений проводят в процессе измельчения и воздушной сепарации. Данный способ имеет следующие недостатки. Во-первых, в способе не предусмотрено производство электроэнергии. Во-вторых, в способе не предусмотрено производство извести, которая является важным сырьевым компонентом, как при производстве стали, так и при производстве портландцемента.
2
Задачей изобретения является предложение способа производства стали, электроэнергии и портландцемента в рамках одного энерготехнологического комплекса (ЭТК). В этом комплексе энергетическая подсистема должна производить электроэнергию, а технологическая – сталь и портландцемент. При этом энергетическая подсистема будет перерабатывать ВЭР и ВМР, образующиеся в технологической подсистеме, а технологическая будет перерабатывать ВЭР и ВМР, образующиеся в энергетической подсистеме. Такое взаимодействие материальных и энергетических потоков в рамках единого ЭТК откроет широкие возможности для снижения энергозатрат на указанных производствах и, в случае необходимости, позволит произвести их углеродную нейтрализацию, то есть прекратить эмиссию СО в атмосферу.
Поставленная задача решается заявляемым способом производства стали, электроэнергии и портландцемента. В предложенном способе сталь, электроэнергию и портландцемент производят в рамках одного ЭТК. В способе используют технологические камеры, предложенные в прототипе [4. RU 2710088 C1, 2017]. Согласно способу, жидкофазное восстановление чугуна проводят в процессе восстановительного этапа плавки, включающего, по меньшей мере, одну жидкофазную восстановительную плавку. Количество таких плавок в этапе определяют исходя из объема чугуна, набираемого в рол-камеру плавления перед окислительным рафинированием. Электроэнергию производят на тепловой электростанции посредством сжигания топлива, получения излучающего газового тела, передачи тепловой энергии от газового тела воде, получения водяного пара и преобразования энергии пара в электрическую энергию. Причем пылегазовую фазу из рол-камеры плавления дожигают в топке котла тепловой электростанции. Сжигание топлива проводят в соответствии с топочным режимом котла, обеспечивая заданный режим работы турбины электрогенератора, в течение металлургического цикла работы рол-камеры плавления. При этом топочный режим котла определяет расход основного топлива - пылегазовой фазы из рол-камеры плавления, дополнительного топлива и окислителя. Шлаковый расплав и золу-унос с тепловой электростанции используют на восстановительных плавках, а пылегазовую смесь, отходящую из рол-камеры насыщения и клинкерного холодильника - в качестве теплоносителя при обжиге извести, которую используют в способе, для насыщения шлаковых расплавов и в качестве флюса при производстве стали. Все образующиеся в процессе реализации способа газовые смеси после их использования обеспыливают и подвергают десульфурации, а полученный в процессе десульфурации гипс, используют как технологическую добавку при формировании портландцементной смеси.
В частных случаях реализации способа на восстановительном этапе плавки в рол-камеру плавления вносят металлолом. Металлолом фракции (0-50) мм вносят в твердом состоянии сразу в рол-камеру. Крупный лом, сначала плавят под слоем шлакового расплава, поступающего с тепловой электростанции, а затем, заливают в рол-камеру плавления, вместе со шлаком. При плавке металлолома с повышенным содержанием меди, в металл вносят серу.
В частных случаях реализации способа в качестве реакционной среды для жидкофазного восстановления чугуна используют, расплавы железистых шлаков и железоуглеродистых сплавов.
В частных случаях реализации способа сырьевые материалы, поступающие на переработку с техногенного захоронения (отвала), подготавливают и вводят в рол-камеру плавления на восстановительном этапе плавки. В процессе подготовки, отвальный шлак измельчают, отделяют от металлических включений, сушат и усредняют его химический состав. При этом отвальный шлак вводят в технологический процесс в составе шихтовой смеси, а металл - вместе с металлоломом.
В частных случаях реализации способа для оптимизации температуры излучающего газового тела в него вводят газ-охладитель, кроме этого,  в шлаковый расплав, образующийся в топке котла тепловой электростанции, вводят корректирующие добавки, позволяющие оптимизировать его химический состав и вязкость, при этом расход газа-охладителя и корректирующих добавок определяют топочным режимом котла, обеспечивая заданный режим работы турбины электрогенератора, в течение металлургического цикла.
В частных случаях реализации способа оставшийся в рол-камере плавления, после выпуска стали, шлаковый расплав подвергают корректирующей восстановительной плавке. В результате получают откорректированный шлаковый расплав, который используют в способе при производстве цемента.
В частных случаях реализации способа при сжигании топлива на тепловой электростанции используют комплексный окислитель, включающий кислород и наполнитель газового тела. При этом кислород вводят пропорционально органической составляющей топлива, обеспечивая требуемую полноту её сгорания, а расход, состав и температуру наполнителя регулируют таким образом, чтобы сформировать, в процессе сжигания, излучающее газовое тело, способное обеспечить требуемый режим испарения воды и получения пара с заданными параметрами.
В частных случаях реализации способа, образующиеся газовые смеси, после обеспыливания и десульфурации, используют при формировании наполнителя газового тела. Для этого из них удаляют избыточный азот и вводят недостающую воду (в виде пара).
В частных случаях реализации способа часть образующихся на тепловой электростанции газовых смесей, после обеспыливания и десульфурации, подвергают криогенной чистке с получением сухого льда. Одну часть полученного льда, подвергают сублимации и используют в приготовлении наполнителя газового тела, а другую – отправляют потребителям или накапливают в хранилищах. Для охлаждения очищаемых газовых смесей используют продукты криогенной ректификации воздуха и сублимируемую часть льда, а мощность тепловой электростанции подбирают таким образом, чтобы минимизировать энергозатраты связанные с производством сухого льда.
Поскольку все физико-химические процессы, связанные с производством стали в предлагаемом способе последовательно проводят в одном объеме (рол-камера плавления). Для стороннего наблюдателя весь металлургический цикл производства стали здесь будет представлять одну плавку. Такая плавка будет включать восстановительный этап, окислительный этап и раскисление-легирование.
2
1
3
2
1
г
4
1
4
5
2
1
г
3
3
В рассматриваемом способе восстановительный этап плавки может включать одну или несколько жидкофазных восстановительных плавок. Каждую жидкофазную плавку, как правило, проводят до тех пор, пока не наберут максимально допустимый объем расплава (чугуна и шлака) в рол-камеру плавления. После выпуска избыточного шлака проводят следующую плавку, заполняя рол-камеру плавления металлом. Количество плавок определяют исходя из заданного объем чугуна. При этом для каждой восстановительной плавки рассчитывают свой материальный и тепловой баланс. Рол-камеру плавления (КП) можно отнести к полупериодическим химическим реакторам, в которых одна часть продукта накапливается, а другая часть, газовая фаза, непрерывно отводится. Поскольку отвод газа проходит в реальном масштабе времени, то параметры газового потока являются важным информационным каналом, позволяющим управлять процессами в КП и в топке котла ТЭС, куда отводят пылегазовую смесь. Так температура и химический состав отходящей газовой фазы, позволяет оценить энергетику процесса в КП, а изменение его расхода - оценить интенсивность восстановительных процессов (FeO+C=Fe+CO) в камере и уточнить расход материалов, вносимых в топку котла ТЭС. На Фиг.1 показан график изменения расхода газа в отводящем канале КП в течение восстановительной плавки, от начала ввода шихтовых материалов до выпуска избыточного шлака. График представляет собой трапецию ABCD. τ - время подачи шихтовых материалов, с.  Угол наклона стороны АВ характеризует скорость нарастание расхода газа по мере внесения в камеру шихтовых материалов, а τ - время выхода на штатный режим плавки, с. ВС= τ - время работы при штатном режиме плавки, с. Его определяют, как разницу τ-τ. Высота трапеции q - секундный расход газа через отводящий канал при штатном режиме плавки, м/с. Этот расход постоянен, поскольку при штатном режиме выработавшие свой ресурс угольные частицы, замещаются вновь вводимыми в камеру. Угол наклона стороны CD характеризует скорость затухания восстановительных процессов в камере, после прекращения подачи шихтовых материалов, а τ - время затухания процесса, с. Если в процессе плавки фракционный и марочный состав восстановителя не меняется, то τ=τ, а трапеция ABCD является равнобедренной. Основание трапеции AD=τ=τ+τ – это полное время плавки, с, от начала подачи материала до выпуска избыточного шлака. Площадь трапеции равна расходу газа через отводящий канал за плавку V, м. Расход газа определяют из материального баланса.
Окислительный этап плавки включает частные физико-химические процессы, связанные с окислением вредных примесей и избыточного углерода. Поскольку основным процессом удаления примесей на этом этапе является окисление, то этап называют окислительным рафинированием.
Использование в формуле изобретения технологического этапа «раскисление-легирование» вместо «раскисления» и «легирования» вызвано тем, что вводимые на этом этапе добавки, часто являются одновременно и раскисляющими, и легирующими. Подробное название этапа плавки используют в специальной литературе (см. [2. Бигеев А.М., Бигеев В.А. Металлургия стали: 3-е изд., перераб. и доп. – Магнитогорск: МГТУ, 2000. -542 с.], стр. 22).
В процессе раскисления-легирования стали из нее удаляют: водород, кислород, азот и водят легирующие элементы. Использование в рассматриваемом способе, выполненной в едином корпусе РОЛ-камеры, позволяет создавать в ней вакуум или заполнять ее инертным газом. При этом создание специальной атмосферы здесь удается совместить с интенсивным перемешиванием металла и шлака в процессе вращения камеры. Это значительно повышает эффективность традиционных физико-химических процессов, используемых на этом этапе плавки.
В рассматриваемом способе электроэнергию получают на паротурбинной тепловой электростанции (ТЭС), в состав которой входит котельный агрегат (котёл), паровая турбина (турбина) и электрогенератор. В топке котла сжигают топливо, получая излучающее газовое тело. Далее в газоходах котла происходит передача тепловой энергии от газового тела воде с получением пара. В турбине ТЭС происходит преобразование энергии пара в механическую энергию, которая, в свою очередь, преобразуется генератором в электрическую.
В рассматриваемом способе пылегазовую фазу, образующуюся в течение металлургического цикла в рол-камере плавления, используют в качестве основного топлива при производстве пара для турбины электрогенератора. Расход, температура и химический состав пылегазовой фазы из КП в течение цикла меняется. Чтобы, в этих условиях, обеспечить заданные параметры работы турбины электрогенератора в топку котла вводят дополнительное топливо. При этом подаваемый в топку окислитель должен обеспечивать требуемую полноту сгорания, как основного топлива (пылегазовой фазы), так и дополнительного. В рассматриваемом способе расход вводимых в топку компонентов производят в соответствии с топочным режимом котла (ТРК). ТРК – это полученная, расчетным путем, система расходов компонентов, вводимых в топку котла ТЭС для обеспечения заданной работы паровой турбины. Расчет ТРК проводят в соответствии исходными параметрами компонентов. Обычно в расчете используют такие параметры компонентов, как химический состав, температура, давление и т.д.
В частных случаях реализации способа топочным режимом котла определяют расход, состав и температуру газа-охладителя. Дожигание в топке котла раскаленных газов из камеры плавления приводит к чрезмерному росту температуры газов, отходящих из топки котла. В связи с этим для оптимизации температурного режима излучающего газового тела в топку котла вводят газ - охладитель. Обычно в качестве охладителя, используют цеховой воздух или наполнитель газового тела (трехатомные газы). Введение газа-охладителя позволяет удержать температуру отходящих из топки газов на комфортном для радиационной камеры котла уровне. При расчете ТРК с газом – охладителем учитывают его химический состав и температуру.
2
2
3
В частных случаях реализации способа топочным режимом котла определяют расход корректирующих добавок. В рассматриваемом способе используют котлы ТЭС с жидким шлакоудалением. При этом шлак не удаляют сразу, а накапливают до определенного объема. После выпуска шлаковый расплав сначала участвует в производстве чугуна, а затем, в производстве цемента. В связи с этим в частных случаях реализации способа в топку котла вносят добавки, корректирующие в шлаковом расплаве содержание: CaO, FeO, SiO AlO. Это позволяет с одной стороны оптимизировать вязкость шлакового расплава в накопителе котла, а с другой - получить требуемый химический состав расплава для последующей переработки. Наиболее часто в качестве корректирующей добавки используют известь. Внесение корректирующих добавок снижает КПД тепловой электростанции, но повышает энергетическую эффективность металлургического и цементного производства.
Чтобы привязать топочный режим котла к конкретному этапу плавки в рол-камере плавления (КП) производят его кодировку. В рассматриваемом способе используют следующе обозначения ТРК. ТРК-1 на восстановительном этапе плавки, ТРК-2 на окислительном этапе плавки и ТРК-3 - при автономной работе котла, то есть когда топка котла отделена шлюзовым затвором от рол-камеры плавления и котел работает только на вспомогательном (дополнительном) топливе. В этот период в КП проводят раскисление-легирование стали, обработку её вакуумом или инертным газом, выпуск продуктов плавки, заправку рол-камеры, заливку расплава и т.д. Не все перечисленные операции проводят при полностью закрытом шлюзовом затворе, но в приводимых ниже примерах все перечисленные операции (для простоты изложения) относят к ТРК-3. При более точных технологических расчетах ТРК-1, ТРК-2 и ТРК-3 уточняют, разделяя на несколько режимов.  Так ТРК-1 разделяют, по числу восстановительных плавок. Таким образом, получают: ТРК1-1, ТРК1-2, ТРК1-3 и т.д. При этом все эти режимы используют ВЭР, который поступает из КП, в период, когда плавка проходит в штатном режиме (см. Фиг.1).  Если восстановительная плавка в КП еще (уже) не в штатном режиме, то используют: ТРК1-0 – с пылегазовой фазой (ВЭР), когда плавка еще не вышла на штатный режим или восстановительный процесс затухает, но шлюзовой затвор еще не закрыт. ТРК-2 также разделяют на несколько режимов: ТРК2-1 – когда в КП проводят окисление примесей (дефосфорация металла), ТРК2-2 – когда в КП проводят окисление избыточного углерода дутьем; ТРК2-3 – когда в КП производят окисление углерода железной рудой или прямое легирование стали. ТРК-3 при более точном расчете разделяют на три режима. ТРК3-1, когда потребителем пара является только турбина электрогенератора. ТРК3-2, когда пар расходуется не только на работу турбины, но и на работу пароэжекторного вакуумного насоса. ТРК3-3, когда пар расходуется на турбину и на производство тепловой энергии. Таким образом, используя ТРК, связывают технологические параметры котла ТЭС, с металлургическим циклом работы рол-камеры плавления.
Уголь – один из древнейших видов топлива, который до середины ХХ века был основным источником энергии. Сегодня доля угля в мировом производстве энергии сокращается. Это вызвано тем, что он, в отличие от природного газа, не сгорает полностью. При производстве энергии используют только органическую часть угля, в то время как его минеральную часть отправляют в отвал, создавая экологические, а значит и экономические проблемы.
При сжигании углей на ТЭС минеральные компоненты преобразуются в золу и шлак. Шлак остается в топке котла, а зола-унос задерживается системой аспирации за котлом. При этом зола-унос, кроме минеральной составляющей, содержит в себе несгоревший углерод, содержание которого зависит от условий сжигания топлива.
Образование золы и шлака происходит при температуре (1500-1800)°С. Процесс преобразования минеральной составляющей угля в золу и шлак включает в себя: эндотермические процессы, связанные с разложением исходных минералов. С завершением этих процессов отходы угольной энергетики превращаются в более ценный сырьевой материал для производства цемента, чем традиционное сырье. Чтобы еще больше повысить их привлекательность, необходимо максимально сохранить тепло, полученное ими при производстве энергии.   Если зола-унос, в процессе ее извлечения из газового потока, уже успевает остыть, то топливный шлак вовлекают в производства в виде расплава с температурой (1400-1600)°С. Для этого в способе используют топки котла ТЭС с жидким шлакоудалением. Расплав накапливают в накопителе котла и периодически выпускают на переработку. В составе шлака содержится значительное количество железа (10-20)%. Чтобы привести шлаковый расплав к заданному составу клинкера сначала из него восстанавливают избыточные компоненты, а затем вносят недостающие. Поэтому шлаковый расплав, образующийся в накопителе котла ТЭС, сначала отправляют на жидкофазный восстановительный этап плавки, где он используется в качестве реакционной среды (жидкая фаза) и как железосодержащий компонент, а затем на насыщение, где в него вводят недостающую известь.
Золу-унос ТЭС используют как железосодержащий материал, как восстановитель и как флюс, поскольку зола содержит: и железо, и углерод, и известь. Чтобы выработать из золы весь углерод в шихтовую смесь дополнительно вводят железную руду, чтобы обеспечить плавку энергией в камеру дополнительно вводят уголь, а чтобы получить заданную основность шлака - известь.  Обычно, при переработке золы ТЭС, восстановительный этап включает одну жидкофазную плавку. Это связано с тем, что целью процесса является не восстановление заданного объема чугуна, а переработка вторичного ресурса. В результате восстановительной плавки, получают чугун и восстановленный шлак. Чугун вносят в КП на восстановительном этапе плавки, а шлак направляют на насыщение. Кроме чугуна и восстановленного шлака в процессе переработки золы-уноса получают пылегазовую фазу с повышенным содержанием возгоняемых компонентов, таких как: Na, K, Zn и т.д. Повышенное содержание этих компонентов является следствием их возгонки, сначала в КП и топке ТЭС, а затем в КП.  Эту пыль используют в качестве сырья на предприятиях цветной металлургии или в качестве удобрений в сельском хозяйстве.
Портландцементный клинкер получают в камере насыщения (КН). Шлак, поступающий на насыщение, образуется в рол-камере плавления в течение всего металлургического цикла. Шлак направляют в миксер, где происходит его накопление и усреднение химического состава. Накопленный в миксере расплав делят в зависимости от производственной необходимости на две части: одну часть направляют на грануляцию с целью получения активной минеральной добавки для цемента (АМД) [7. ГОСТ3476-74 Шлаки доменные и электротермофосфорные гранулированные для производства цементов. – М.: «Стандартинформ», 1974. – 6 с.], а другую на насыщение с целью получения клинкера.
Процесс получения портландцементного клинкера включает в себя следующие частные процессы: внесение в исходный расплав извести и корректирующих добавок, образование белита и алита, образование легкоплавких минералов и регулируемое охлаждение клинкерных шаров. Все эти процессы, кроме охлаждения клинкера, проводят в рол-камере насыщения.
Металлургическое и цементное производство потребляют значительное количество извести, которую обжигают газами, отходящими из КН и клинкерного холодильника.
В частном случае реализации способа агрегат для обжига извести включает две шахты для обжига. Шахты работают поочередно. Одна шахта находится в работе, а другая под загрузкой - выгрузкой. Для обжига извести в рабочую шахту сначала подают пылегазовую фазу из клинкерного холодильника, а потом из камеры насыщения.
Важным преимуществом стали перед другими конструкционными материалами является ее высокая степень оборотного использования (рециклинг). Металлолом является важным сырьевым материалом, используемым в способе. Металлолом вводят на восстановительном этапе плавки. Введение металлолома позволяет ускорить процесс заполнения КП металлом, что сокращает время восстановительного этапа плавки. В связи с этим, в частных случаях использования способа, металлолом вводят для регулирования продолжительности металлургического цикла, чтобы спланировать работу участка разливки и прокатного производства.
Мелкий металлолом (0-50) мм вводят непосредственно в камеру плавления через загрузочный люк или по каналу, расположенному в подающей вставке и предназначенному для подачи ферросплавов. При этом размер максимального и минимального куска металлолома, вводимого непосредственно в КП, зависит от способа загрузки и конструкции канала. Загрузку металлолома по ферросплавному каналу проводят в течение всего восстановительного этапа плавки. Подачу осуществляют с небольшим расходом, чтобы не переохладить ванну. Тепловую балансировку процесса производят посредством дожигания над ванной отходящих газов, а в случаи их недостатка используют дополнительное топливо.
Крупный лом предварительно расплавляют, используя для этого дуговые сталеплавильные печи (ДСП), агрегаты ковш-печь (АКП) и т.д.
В частных случаях реализации способа в процессе плавки лома в шихту вносят: уголь, флюс, железосодержащие материалы.  На этом этапе в технологический процесс вовлекают чугун с переработки золы-уноса и шлаковый расплав из накопителя котла ТЭС. Введение этих компонентов позволяет снизить расход электроэнергии и электродов на этапе плавки металлолома. Расплавленный металл вводят в камеру плавления на восстановительном этапе плавки вместе со шлаком, находящимся в плавильном агрегате.
2
В частных случаях реализации способа для удаления из металла меди, в процессе плавки лома, в металл вносят серу. Это позволяет перевести медь в сульфид 2[Cu]+(FeS)=[Fe]+(CuS). Оставшуюся в металле серу (FeS) переводят в шлак на восстановительном этапе плавки. Предлагаемый способ имеет хороший потенциал для десульфурации этого металла. Во-первых, плавку проводят при повышенной основности шлака. Во-вторых, вращающаяся РОЛ-камера, обеспечивает высокую эффективность рафинировочных процессов. В-третьих, восстановительный этап включает несколько плавок, то есть в камере несколько раз меняют высокоосновный шлак. При этом использованный шлак не отправляют в отвал, а перерабатывают в портландцемент. Таким образом, способ позволяет решить проблему меди в стали.
В частных случаях реализации способа, при жидкофазном восстановлении чугуна используют расплавы железистых шлаков металлургического происхождения, некондиционные железоуглеродистые сплавы. Использование дополнительных железосодержащих и углерод содержащих материалов в процессе жидкофазного восстановления, повышает эффективность металлургического производства и позволяет, параллельно, решать проблему переработки отходов.
В частных случаях реализации способ используют для переработки техногенных захоронений отходов (отвалов) металлургического производства. Состав неметаллических отходов сталеплавильного производства включает: шлак, полученный в результате окислительного рафинирования стали (конвертерный шлак или шлак с ДСП), шлак с АКП, пыль системы газоочистки (СГО), окалина, шамотный бой, магнезитовый бой и т.д. Для простоты изложения перечисленные отходы, направляемые в отвал, будем называть «Отвальный шлак».
Кроме неметаллических отходов в отвал попадает металл. Металл представлен, главным образом, присадом, унесенным из металлургических печей (всплески, корольки и т.д.).
Таким образом, отвал сталеплавильного производства представляет собой техногенное захоронение, содержащее (15-20)% металлического железа, (25-35)% железа в оксидах и (25-35)% извести в минералах. Очевидно, что данный сырьевой материал имеет слишком низкое содержание железа, чтобы считаться качественным сырьем для традиционного сталеплавильного производства и, наоборот, имеет много железа, чтобы считаться хорошим сырьем для производства цемента.
Поступающий с отвала материал готовят к восстановительной плавке. В процессе подготовки неметаллическую составляющую шлакометаллической смеси постадийно переводят в пыль и удаляют регулируемым воздушным потоком. Перед очередной стадией измельчения материал подвергают магнитной сепарации. Для измельчения материала используют традиционное дробильно-размольное оборудование, а для обеспыливания традиционные обеспыливающие устройства и воздушные сепараторы.  При этом в процессе воздушной сепарации производят сушку очищенного от металла продукта. Подготовленный отвальный шлак накапливают и усредняют его химический состав.
Полученные в процессе подготовки продукты вводят в технологический процесс на восстановительном этапе плавки. Отвальный шлак вводят в камеру плавления в составе шихтовой смеси, а металл – вместе с металлоломом.
В частных случаях реализации способа шлаковый расплав, направляемый на насыщение, может содержать избыточные компоненты, которые снижают качество получаемого продукта (портландцемента или активной минеральной добавки). Чтобы получить заданный химический состав шлакового расплава, проводят корректирующую восстановительную плавку. Плавку проводят в рол-камере плавления после выпуска рафинированной стали. Раскисление-легирование стали, в этом случае, проводят за пределом технологической камеры в разливочном ковше, в АКП или другом металлургическом производстве, где проводят ее финишную обработку. В результате корректирующей восстановительной плавки получают металлический сплав, в который переходят избыточные компоненты и откорректированный шлаковый расплав. Металлический сплав направляют на металлургические производства, а откорректированный шлаковый расплав используют в способе при производстве портландцемента.
В частных случаях реализации способа при сжигании органической составляющей основного и дополнительного топлива в котле ТЭС используют комплексный окислитель, в состав которого входит кислород и наполнитель газового тела. Таким образом, в топочном режиме котла (ТРК) вместе с кислородом появляется еще один компонент – наполнитель газового тела.
2
2
х
у
Под кислородом, в рассматриваемом способе, следует понимать технический кислород, содержащий по меньшей мере 95% О. Сжигание топлива в кислороде позволяет исключить из образующегося газового тела балластный (не участвующий в теплообмене излучением) N и радикально решить проблему выброса в атмосферу таких вредных соединений, как NO. Кислород вводят в топку котла пропорционально органической составляющей топлива, обеспечивая требуемую полноту её сгорания. В рассматриваемом способе, как правило, не стремятся к полному сжиганию углерода в топливе, поскольку зола-унос ТЭС используется как углеродсодержащий компонент шихты при жидкофазном восстановлении чугуна.
Важным недостатком сжигания топлива в кислороде является: высокая температура горения. Чтобы удержать температуру в топке на комфортном для котла уровне, в комплексный окислитель вводят наполнитель газового тела. Расход, состав и температуру наполнителя регулируют таким образом, чтобы получить в процессе сжигания топлива излучающее газовое тело, способное обеспечить требуемый режим испарения воды и получения пара с заданными параметрами. Иногда наполнитель газового тела вводят ещё и как газ-охладитель (см. выше). Введение наполнителя двумя частями позволяет уберечь от переохлаждения и загущения минеральную составляющую топлива. В этом случае первую часть наполнителя вводят, как обычно, вместе с окислителем. Расход этой части регулируют таким образом, чтобы не перегреть и не переохладить минеральную составляющую топлива (шлак в накопителе котла ТЭС). Вторую часть наполнителя (газ-охладитель) вводят в газовое тело на выходе из топки, когда минеральная составляющая уже находится в накопителе котла и температура газового тела уже не оказывает на неё влияния.
2
2
Известно, что при передаче тепла излучением хорошо работают трехатомные газы, такие как: CO, HO и т.д., именно эти газы и являются основными при формировании наполнителя газового тела. Таким образом, в результате использования комплексного окислителя в топке котла образуется излучающее газовое тело, в состав которого входит первичный газ – результат окисления органических компонентов топлива кислородом и наполнитель газового тела. Это позволяет: во-первых, повысить эффективность теплообменных процессов в котле, за счет замены азота трехатомными газами, а во-вторых, открывает широкие возможности по управлению мощностью котла, что очень важно в условиях меняющегося энергопотребления. Так, для уменьшения паропроизводительности котла, первичный газ частично замещают наполнителем газового тела, а для увеличения паропроизводительности наполнитель частично замещают первичным газом. Такая регулировка позволяет изменять температуру излучающего газового тела, сохраняя неизменным его объемный расход, что важно для стабилизации пылеотвода из низкоскоростных газовых каналов котла.
2
2
2
2
2
2
В процессе сжигания топлива в котле ТЭС образуется газовая смесь, которую после обеспыливания и десульфурации выпускают в атмосферу. Такая смесь при традиционном окислении топлива воздухом содержит примерно 70 об.% N и только 30 об.% CO и НО. Переход на предложенный в способе комплексный окислитель, позволяет получать газ с содержанием (96-99) об.% трехатомных газов (CO и НО) и только (1-4) об.% N. Наличие в этой газовой смеси азота объясняется его присутствием в органическом топливе.
2
Газовые смеси, образующиеся на цементном производстве, в рол-камере насыщения, уже содержат (99-100) об.% трехатомных газов и всего (0-1) об.% N, так как в рол-камеру вносят значительно меньше топлива. Обычно газ с рол-камеры насыщения в количественном выражении составляет всего (1-10) мас.% от газа с ТЭС.
2
Состав результирующей газовой смеси, образующейся в процессе производственного цикла, будет близок к составу газа с тепловой электростанции. Газовую смесь с таким содержанием трехатомных газов можно использовать в качестве наполнителя газового тела. Однако при многократной циркуляции такого газа, в нем будет расти содержание азота (он содержится в топливе), что приведет к снижению эффективности работы котла. Чтобы обеспечить заданный состав наполнителя газового тела, необходимо, перед каждым новым циклом использования газовой смеси, удалять из нее избыточные компоненты (азот) и вводить недостающие (НО). Влага частично переходит в конденсат.
Удаление избыточных компонентов проводят, например, адсорбционным или мембранным способом.  При этом, как правило, чистке подвергают только газ, поступающий с ТЭС, а газ с рол-камеры насыщения используют при формировании наполнителя газового тела без очистки.
Потерянную влагу возмещают подачей в результирующую смесь пара. Это позволяет не только воспроизвести требуемый состав наполнителя газового тела, но и поднять его температуру, чтобы не нарушить тепловой режим котла.
2
3
В частных случаях реализации способа для удаления из газовой смеси избыточных компонентов проводят её криогенную чистку. Суть чистки заключается в последовательной десублимации и отделении компонентов газовой смеси. В результате получают чистый СО (сухой лед) с плотность 1561 кг/м. На Фиг.2 показана принципиальная технологическая схема подготовки НГТ и криогенной чистки дымовых газов в рамках ЭТК.
Ключевой идеей, лежащей в основе совместного производства: стали, электроэнергии и цемента, является взаимное использование союзными производствами образующихся здесь вторичных ресурсов. При криогенной чистке газовых смесей используют «холодные» вторичные ресурсы - продукты криогенной ректификации воздуха. Чтобы максимально увеличить их охлаждающую способность, на кислородной станции производят не только жидкий кислород и жидкий аргон, но и жидкий азот.
На переработку поступают дымовые газы с ТЭС и цементного производства (чистый газ). Их направляют, соответственно, в газгольдеры 1 и 2. При этом часть газа с ТЭС (газ без очистки) и, большую часть чистого газа направляют в смесительный газгольдер 3, где формируют состав НГТ. Оставшуюся часть газа с ТЭС из газгольдера 1 направляют на криогенную чистку (газ на очистку).
2
В процессе криогенной чистки различают два этапа: этап предварительного охлаждения газовой смеси и этап фазового превращения (получения льда). На этапе предварительного охлаждения из газовой смеси извлекают компоненты, которые переходят в другое агрегатное состояние раньше СО, а на этапе фазового превращения уже углекислый газ отделяют от избыточных компонентов, посредством перевода его в твёрдое состояние (сухой лед).
см
2
2
см
см
На первой стадии предварительного охлаждения в теплообменнике 4 из газовой смеси удаляют водяной конденсат. Температура газовой смеси в теплообменнике 4 - T ≥ 273 K.  На второй стадии предварительного охлаждения в теплообменниках 5,6 и 7, отделяют остатки HO и SO, по мере перехода их в твердую фазу. Температура газовой смеси в этот период находится в диапазоне Т=(273-195) K. Подготовленная таким образом, газовая смесь с температурой Т≈195 K поступает на этап фазового превращения (образования льда). На этом этапе в качестве охладителей используют первичные (жидкие) продукты криогенной ректификации воздуха, а именно: жидкий азот, жидкий кислород и жидкий аргон. Схема получения льда зависит от того какой продукт криогенной ректификации воздуха используют в качестве охладителя:
При использовании жидкого азота
. Очищаемую газовую смесь сжимают в компрессоре 8, вводят в неё жидкий азот и направляют в детандер 9. При этом образуется гетерогенная термодинамическая система «очищаемая газовая смесь – жидкий азот». Основные компоненты этой системы находится в процессе фазового перехода. Жидкий азот, взаимодействуя с компонентами очищаемой газовой смеси, нагревается и переходит в газообразное состояние, забирая тепло фазового перехода у углекислого газа. В результате такого теплообмена значительная часть диоксида углерода переходит в твердое состояние. Поскольку процесс происходит с образованием новой фазы (сухого льда), то его можно считать изотермическим (Т=194 K). Оставшийся в газообразном состоянии диоксид углерода переводят в твердое состояние, посредством совершения газовой смесью механической работы в детандере. Работа детандера в изотермическом процессе определяется формулой
L
=RT ln
,
дт
(Дж/кг) (1)
p1
p2
где и соответственно исходное и конечное давление рабочего тела в детандере.
Таким образом, сжимая в компрессоре 8 очищаемую газовую смесь, получают необходимое исходное давление рабочего тела, обеспечивая, тем самым, перевод оставшегося газообразного диоксида углерода в лед. Совершенную в детандере механическую работу преобразуют в электрическую энергию, которую используют в рамках ЭТК.
2
втN
Таким образом, в результате теплообмена и расширения газовой смеси, производят отвод тепла фазового перехода от углекислого газа. Образующаяся при этом твердая фаза (сухой лед) и вторичный азот (газ), попадают в осадительную камеру детандера 10, где сухой лед СО задерживают, а вторичный азот с температурой Т=194 K отводят. Вместе с вторичным азотом из осадительной камеры уходит азот и кислород, содержавшийся в очищаемой газовой смеси.
При использовании жидкого кислорода и аргона
2
втN
. Часть вторичного азота, из осадительной камеры 10, охлаждают в рекуперативных теплообменниках 11 и 12. В качестве охладителей здесь используют соответственно жидкий кислород и жидкий аргон, которые в процессе теплообмена меняют свое агрегатное состояние. Охлажденный, таким образом, вторичный азот, вместе с жидким азотом, вводят в очищаемую газовую смесь после компрессора 13 и направляют в детандер 14. В образовавшейся термодинамической системе «очищаемый газ – охлажденный вторичный азот – жидкий азот», в результате теплообмена и совершения механической работы, образуется сухой лед (СО) и новый вторичный азот (газ). Сухой лед задерживают в осадительной камере детандера 10, а вторичный азот с температурой Т=194 K удаляется из камеры, унося с собой азот и кислород из очищаемой газовой смеси.
2
2
Образующиеся на этапе фазового превращения вторичные теплоносители (N, O и Ar) используют в качестве охладителей на стадии предварительного охлаждения очищаемой газовой смеси. После чего азот направляют, например, на производство удобрений, а кислород и аргон используют в способе. Кислород используют как окислитель, а аргон - как инертный газ, в металлургическом производстве.
2
Полученный в результате криогенной чистки лед поступает на склад 15. Одну порцию, подлежащего сублимации льда, направляют сначала в теплообменник 4, где он меняет свое агрегатное состояние, охлаждая газовую смесь, поступающую на очистку, а затем в смесительный газгольдер 3, где производят формирование НГТ. Другую порцию льда через шлюз 16 подают в сублимационную камеру 17, где он меняет свое агрегатное состояние, охлаждая воду с конденсатора ТЭС. Регулируя подачу льда, в сублимационной камере создают избыточное давление. Газ, с повышенным давлением, из камеры 17 подогревается в теплообменнике 18 и совершает работу, вращая турбину электрогенератора 19. Произведенная здесь электроэнергия используется в рамках ЭТК, а СО с заданным давлением и температурой поступает в смесительный газгольдер 3, где формируют НГТ.
2
Расход газовых смесей, используемых при формировании НГТ регулируют таким образом, чтобы содержание азота в результирующем составе, не превысило допустимого значения. Полученную газовую смесь подают из газгольдера 3 к котлу ТЭС через смешивающий подогреватель 20, где в неё вводят водяной пар. Температуру и расход пара регулируют таким образом, чтобы обеспечить заданный состав НГТ и не нарушить температурный режим работы подогревателя в котле ТЭС. Полученный в результате криогенной очистки, но неиспользуемый в способе лед (СО) перевозят к месту дальнейшей переработки или захоронения.
Важным фактором, определяющим жизнеспособность этого частного случая реализации способа, является энергоемкость производства льда, которая зависит от соотношения энергетической и технологической подсистемы в составе ЭТК. При достижении оптимального соотношения энергоемкость производства льда будет минимальна. Это соотношение уникально для каждого конкретного ЭТК. Кроме этого, оно может меняться в зависимости от качества сырья, состава производимых продуктов, технологических режимов производства и так далее. В связи с этим на этапе проектирования энерготехнологического комплекса, когда определены условия его эксплуатации, выбирают мощность тепловой электростанции, чтобы приблизить соотношение энергетической и технологической подсистемы к оптимальному значению. Оценить соразмерность этих подсистем можно по расходу в них кислорода, или, что то же самое, по расходу энергии на производство кислорода.
2
2
2
Углекислый газ играет важную роль в формировании климата на нашей планете. Находясь в атмосфере, он задерживает инфракрасное излучение.  В связи с этим снижение содержания СО в атмосфере приводит к понижению средней годовой температуры на земле, а рост – к повышению.  Для поддержания баланса в природе существуют как источники, так и потребители углекислого газа.  Крупнейшими природными производителями СО являются вулканы, а основными потребителями – растения (фитопланктон, леса и т.д.). Таким образом, на нашей планете существует замкнутый биогеохимический цикл обращения углерода. С началом промышленной революции человек тоже заявил о себе как о крупном производителе СО. Тепловая энергетика, металлургия и цементная промышленность - основные производители углекислого газа. В настоящее время мы наблюдаем беспрецедентный рост диоксида углерода в атмосфере. Это может привести к экологической катастрофе.
2
2
2
2
3
Одной из задач изобретения является предложение способа, позволяющего провести углеродную-нейтрализацию сталеплавильного, энергетического и цементного производств в рамках ЭТК. Для решения этой задачи необходимо провести отделение, образующегося здесь СО и организовать его транспортировку к месту переработки или захоронения. Как было показано выше, криогенная очитка газовой смеси позволят отделить СО из дымовых газов и превратить его в лед с плотностью 1561 кг/м. Такая плотность продукта делает возможной его перевозку к месту переработки или захоронения обычным транспортом. Это, в свою очередь, открывает широкие возможности по переработке СО как природными, так и промышленными потребителями. Следует отметить, что перевод газообразного диоксида углерода в твердое состояние, решает целый ряд проблем и при геологическом захоронении СО.
Таким образом, предложенный способ, в частных случаях его реализации, позволяет провести углеродную нейтрализацию сталеплавильного, энергетического и цементного производства в рамках ЭТК.
Далее, упомянутые выше существенные признаки, достоинства и преимущества заявляемого способа будут проиллюстрированы на примерах. Приведенные примеры не ограничивают всех возможностей способа.
Пример 1
Получение стали [8. ГОСТ1050-2013 Металлопродукция из нелегированных конструкционных качественных и специальных сталей. Общие технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2014.- 32 с.], электроэнергии [9. ГОСТ32144-2013 Нормы качества электроэнергии в системах электроснабжения общего назначения. – М.: «Стандартинформ», 2014. – 16 с.] и портландцемента [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.] в рамках энерготехнологического комплекса (ЭТК).
Рол-камера плавления
3
Рол-камера плавления (КП) имеет цилиндрическо-коническую форму [3. RU2692532 C1, 2018, 4. RU2710088 C1, 2017]. Рабочая поверхность камеры имеет магнезитовую футеровку. Внутренний диаметр центральной цилиндрической части камеры – 3.3 м. Длина центральной цилиндрической части камеры по футеровке – 5.2 м. Диаметр горловин, через которые вводят подающую и отводящую вставку– 1.25 м. Наружный диаметр вставок – 1.15 м. Масса КП без расплава – 115 т. Допустимый объем расплава, который может находиться в камере, – 12.9 м. На центральной цилиндрической части камеры размещен загрузочный люк, шиберный затвор для выпуска жидких продуктов плавки и механизм для отбора проб. Камера плавления вращается вокруг горизонтальной оси на опорных роликах. Частоту вращения камеры в процессе плавки меняют в диапазоне (0–30) об/мин. Вращение задают четыре, симметрично расположенных привода, которые синхронизируются в процессе работы гидромуфтами. Крутящий момент от привода передается через два зубчатых колеса, симметрично расположенных относительно центра камеры. В камере плавления проводят восстановительный этап плавки, окислительное рафинирование металла и раскисление-легирование стали.  Шихтовые материалы и ферросплавы вводят в КП через подающую вставку, а через отводящую вставку из КП отводят пылегазовую фазу. Отводящий канал КП связан через систему затворов с котлом тепловой электростанции (ТЭС) и пароэжекторным вакуумным насосом. Затвор, соединяющий (отделяющий) КП с топкой ТЭС позволяет дросселировать отходящий газовый поток.
Восстановительный этап плавки
общ
общ
В КП после предыдущего металлургического цикла остается 0.84 т оборотного шлака. Перед началом восстановительного этапа плавки через загрузочный люк в КП заливают 11.67 т чугуна и 17.71 т шлака. Чугун и шлак поступает с плавильного агрегата, где под слоем шлака из котла ТЭС проводят плавку лома и науглероживание металлического расплава (см. ниже). Полученную таким образом в КП металлошлаковую ванну используют в качестве реакционной среды для жидкофазного восстановления. В процессе плавки в исходный расплав вводят шихтовые материалы. В состав шихтовых материалов, входят железосодержащее сырье, восстановитель и флюс. В качестве железосодержащего материала, в рассматриваемом примере, используют смесь, состоящую из 80% железной руды - Fe=58% и 20% прокатной окалины - Fe=71%. В качестве восстановителя используют уголь марки «Т», а в качестве флюса известь. Фракционный состав шихтовых материалов (0-5) мм. Шихтовую смесь подают в КП пневмотранспортом. В качестве транспортирующей среды используют кислородсодержащее дутье. Расход шихтовых материалов регулируют таким образом, чтобы скорость газов в отводящем канале камеры не превышала 40 м/с, а фиктивная скорость отходящих из ванны газов находилась в диапазоне (0.3-1.7) м/с. В этом случае пена на поверхности ванны не переходит в брызговой режим, а равномерно покрывает все зеркало расплава.  Когда объем расплава в камере достигнет максимально допустимого значения, плавку прекращают. Выпускное отверстие шиберного затвора, вращением камеры, устанавливают выше уровня металла и выпускают находящийся в КП шлак. При этом 10% шлака остается в камере и переходит на следующую восстановительную плавку. Для получения заданного объема чугуна на восстановительном этапе проводят пять жидкофазных плавок. Избыточный шлак, образующийся в 1-4 плавках, выпускают, а шлак с пятой плавки переходит на окислительный этап. В таблице 1 приведен материальный баланс восстановительных плавок и время подачи шихтовых материалов в КП (см. Фиг.1). В таблице 2 показан тепловой баланс восстановительного этапа, а в таблице 3 показатели, характеризующие энергетические параметры отходящих из КП газов. Составы продуктов, полученных в процессе работы ЭТК, приведены в таблицах 8-11.
Таблица 1 -  Материальный баланс восстановительных плавок
<b>Статьи материального баланса </b>
<b>1-я</b><b>пл-ка</b>
<b>2-я</b><b>пл-ка</b>
<b>3-я</b><b>пл-ка</b>
<b>4-я</b><b>пл-ка</b>
<b>5-я</b><b>пл-ка</b>
<b>Сумм.</b><b>баланс</b>
<b>Время подачи материла, с </b>
<b>2230</b>
<b>4587</b>
<b>3355</b>
<b>2472</b>
<b>1765</b>
<b>14409</b>
Шлак оборотный, т
0.84
2.54
1.91
1.42
1.05
0.84
Шлак с ДСП, т
17.71
0
0
0
0
17.36
Чугун с ДСП, т
11.67
0
0
0
0
11.66
Руда (окал. 20%, руда 80%), т
12.37
30.70
22.43
16.53
11.81
93.84
Уголь марки «Т», т
7.45
15.10
11.04
8.14
5.81
47.54
Флюс, т
6.60
10.42
7.78
5.74
4.10
34.64
Дутье в зону дожигания, т
8.01
16.6
12.15
8.95
6.40
52.11
<b>Итого приходные статьи:</b>
<b>64.65</b>
<b>75.36</b>
<b>55.31</b>
<b>40.78</b>
<b>29.17</b>
<b>258.35</b>
Чугун, т
20.90
18.46
13.49
9.94
7.10
69.89
Шлак,  т,  в том числе:
25.39
19.11
14.19
10.46
7.51
Шлак, оставленный в КП, т
2.54
1.91
1.42
1.05
0
Шлак продукт, т
22.85
17.20
12.77
9.41
7.51*
69.75
Газ, т
17.84
36.67
26.83
19.77
14.12
115.23
Пыль, т
0.51
1.08
0.79
0.58
0.42
3.38
Примеси газа, т
0.04
0.07
0.06
0.04
0.03
0.24
<b>Итого расходные статьи:</b>
<b>64.68</b>
<b>75.39</b>
<b>55.36</b>
<b>40.79</b>
<b>29.18</b>
<b>258.49</b>
Невязка баланса, %
0.05
0.04
0.09
0.02
0.03
0.05
* - Шлак переходит на окислительный этап плавки.
Таблица 2 -Тепловой баланс восстановительных плавок
<b>Статьи теплового баланса </b>
<b>1 пл. МДж/с</b>
<b>2 пл. МДж/с</b>
<b>3 пл. МДж/с</b>
<b>4 пл. МДж/с</b>
<b>5 пл. МДж/с</b>
<b>Сумма</b><b>ГДж/пл.</b>
Теплосодержание исходного шлака
12.05
0.81
0.83
0.84
0.86
33.37
Теплосодержание внесенного чугуна
6.74
0
0
0
0
15.03
Теплосодержание шихтовых материалов
0.01
0.01
0.01
0.01
0.01
0.10
Тепло от дожигания газа в ПК
46.64
46.97
47.03
47.02
47.02
477.24
<b>Итого:</b>
<b>65.44</b>
<b>47.79</b>
<b>47.87</b>
<b>47.87</b>
<b>47.89</b>
<b>525.75</b>
Теплосодержание чугуна
12.04
5.17
5.16
5.16
5.16
67.88
Теплосодержание шлака
16.60
6.07
6.15
6.16
6.18
85.49
Теплосодержание газа
18.49
18.55
18.56
18.56
18.56
188.59
Теплосодержание пыли
0.4
0.41
0.41
0.41
0.41
4.15
Теплосодержание примесей газа
0.03
0.03
0.03
0.03
0.03
0.31
Тепло на восстановление шихты
16.47
16.00
16.00
16.00
16.00
163.80
Тепло на испарение влаги
1.21
1.34
1.34
1.34
1.34
13.34
Потери тепла через стенки ПК
0.25
0.25
0.25
0.25
0.25
2.54
<b>Итого:</b>
<b>65.49</b>
<b>47.82</b>
<b>47.90</b>
<b>47.91</b>
<b>47.93</b>
<b>526.10</b>
Невязка баланса, %
0.08
0.06
0.06
0.08
0.08
0.07
Таблица 3 - Энергетические параметры отходящих из КП газов
<b>Наименование показателя </b>
<b>1 пл. </b>
<b>2 пл. </b>
<b>3 пл. </b>
<b>4 пл. </b>
<b>5 пл. </b>
Степень дожигания СО  в смеси, %
65.88
67.24
67.35
67.34
67.34
Температура отходящих газов, С
1650
1650
1650
1650
1650
Восстановительный этап плавки проводят при температуре расплава 1450°С. Температурный режим регулируют посредством дожигания в КП, части, отходящих из ванны горючих газов. Для этого в зону дожигания подают кислородсодержащее дутье, которое содержит 90% технического кислорода и 10% воздуха.
Окислительное рафинирование стали (окислительный этап плавки)
Окислительное рафинирование включает два периода: окислительное рафинирование стали от вредных примесей и избыточного углерода.
Окислительное рафинирование металла от примесей
Перед началом окислительного рафинирования в КП находится 69.88 т чугуна, с содержанием углерода 4.49% и 7.51 т шлака.
3
Перед началом продувки из КП выпускают 1.95 т избыточного шлака. В процессе продувки в расплав через фурму, расположенную в подающей вставке вводят 1179 нм технического кислорода. Время продувки – 550 с. Для того чтобы снизить образование бурого дыма в струю кислорода вводят известь – 0.31 т. В результате продувки и интенсивного перемешивания ванны в КП образуется шлак с основностью В=2.3, в который из металла переходят удаляемые примеси. В конце окислительного рафинирования металла от примесей в КП образуется 68.20 т чугуна, с содержанием углерода 3.09% и 6.51 т шлака. Поскольку в результате окислительного рафинирования выделяется значительное количество тепла, дожигание отходящих из ванны газов в КП не производят. Степень дожигания СО в отходящем газе – 1.52%, а температура газовой смеси 1630°С. Окислительное рафинирование металла от примесей заканчивают выпуском шлака, который содержит фосфор. При этом 10% шлака, вынужденно, остается в плавильной камере и переходит на следующий этап.
Окисление избыточного углерода
3
3
2
3
2
3
В начале окисление углерода проводят дутьем. Для этого в ванну подают 1861 нм кислорода через фурму. Чтобы использовать образующееся в ванне тепло параллельно вводят шлакообразующие компоненты, а именно: 3.35 т извести и 1.98 т боксита. Боксит содержит AlO – разжижающий компонент в раскисленном шлаке. Основность шлака на этом этапе В=6.6, а отношение В/AlO=0.27. Кроме этого, в шлак вносят материалы, которые будут восстанавливаться на этапе раскисления-легирования. В рассматриваемом примере для прямого легирования вносят 0.61 т марганцевой руды.  После того, как в ванну подано заданное количество дутья, его подачу прекращают, а окисление углерода продолжается за счет восстановления оксидов железа, содержащихся в шлаке. Для поддержания теплового баланса производят частичное дожигание отходящих из ванны горючих газов. Для этого в зону дожигания, через щели, подают 533 нм кислородсодержащего дутья. В этот период плавки из КП уходит 0.12 т пыли и 5.53 т газовой фазы, у которой степень дожигания СО – 27.0%. Температура пылегазовой смеси, отходящей из КП в топку ТЭС - 1680°С. После проведения этого периода в КП остается 66.63 т стали с содержанием углерода 0.22% и 5.92 т частично раскисленного шлака.
Раскисление-легирование стали
Системой затворов, расположенной в отводящем канале, отделяют КП от котла ТЭС и соединяют ее с пароэжекторным вакуумным насосом. Котел ТЭС работает в автономном режиме, обеспечивая паром только штатную работу турбины электрогенератора. Пароэжекторный вакуумный насос работает на отдельном источнике энергии. Он выходит на остаточное давление в камере 100 Па в течение 1139 с. В процессе вакуумирования продолжается вращение КП. При этом из стали происходит удаление всего водорода и, частично, азота и кислорода. После выхода на заданное остаточное давление, вакуумный затвор закрывают. При разряжении (снижении парциального давления СО) в плавильной камере создаются условия для восстановления из шлака марганцевой руды и вакуумно-углеродного раскисления стали. Чтобы уменьшить испарение металла, камеру плавления заполняют аргоном и приоткрывают затвор, соединяющий её с котлом ТЭС. Чтобы сохранить в плавильной камере атмосферу аргона, его подают через боковые щели с небольшим расходом. Для окончательного раскисления и легирования в ванну вводят 0.24 т ферросилиция и 0.01 т алюминия.
В процессе всей плавки, когда это необходимо, производят отбор проб металла и шлака, используя для этого механизм для отбора проб.
3
3
Чтобы пополнить приходную часть теплового баланса и разогреть металл до заданной температуры, в зону дожигания подают 127 м природного газа и 329 нм кислорода.
После проведения всех процессов, связанных с раскислением-легированием, в КП остается 67.13 т стали, состав которой приведен в таблице 8 и 5.54 т раскисленного глиноземистого шлака.
Чтобы шлак при выпуске не попал в сталь, производят его загущение. Перед загущением выпускают 4.91 т избыточного шлака.  В оставшийся шлак вводят 0.082 т извести. Известь подают пневмотранспортом. В качестве транспорта используют аргон. При перемешивании шлак густеет, и металл выпускают в ковш. При выпуске из КП металл защищают от окисления аргоном.
Заправка камеры плавления
Перед началом следующего металлургического цикла производят осмотр футеровки, используя для этого видеокамеры, расположенные на невращающихся вставках. Если обнаруживают очаги разрушения футеровки, то на них наносят торкретирующую смесь. Для этого в КП через подающую вставку вводят штангу с соплом и поворачивают камеру очагом разрушения к соплу. После того, как очаговые нарушения футеровки устранены, в камере плавления создают пылевое облако из материалов, входящих в ремонтную смесь. Для этого через сопло в камеру вводят 0.53 т сухой ремонтной смеси. В процессе вращения КП пыль частично оседает и закрепляется на футеровке, а частично пополняет загущенный шлак, находящийся в камере. После проведения профилактических мероприятий в КП остается 0.84 т оборотного шлака, который переходит на следующий металлургический цикл.
Переработка золы-уноса ТЭС
3
Для переработки золы-уноса ТЭС используют малую камеру плавления (МКП), конструкция которой аналогична КП. Внутренний диаметр камеры - 2.0 м. Длина цилиндрической части камеры по футеровке - 2.85 м. Диаметр отводящего канала, - 0.44 м. Масса камеры без расплава - 52 т. Допустимый объем расплава, который может находиться в камере, - 3.1 м. МКП вращается на четырех роликах. Привод МКП аналогичен КП.
2
Поскольку при переработке золы-уноса объем полученного чугуна не имеет значения, то на восстановительном этапе проводят одну жидкофазную плавку. Золу-унос и шихтовые материалы вводят в МКП через подающую вставку. Образующуюся в процессе восстановительной плавки пылегазовую фазу через отводящую вставку и водогрейный котел отводят в систему аспирации. Для очистки газа используют сухие способы пылеулавливания. Оставшийся в газовой фазе SO извлекают известковым способом, получая гипс, который используют при производстве цемента.
3
В МКП после предыдущего металлургического цикла остается 0.69 т шлака. Через подающую вставку во вращающуюся камеру пневмотранспортом подают шихтовые материалы. Состав шихтовых материалов включает 2.86 т золы-уноса, 0.27 т угля, 1.78 т железосодержащих материалов и 0.66 т извести. Время подачи шихтовых материала – 1610 с (см. Фиг.1). Для дожигания образующихся в МКП горючих газов, через щели, вводят кислородсодержащее дутье в объеме 984 нм. Плавку проводят при температуре расплава 1450°С. В процессе плавки получают 3.44 т чугуна. При этом 0.69 т шлака оставляют в МКП, а избыточный шлак - 2.75 т отправляют в миксер, где собирают и усредняют шлак для цементного производства. Кроме этого, из МКП в систему аспирации уходит 2.69 т газа. Степень дожигания СО в газовой смеси 99.9%. Вместе с газом из КП уходит 0.26 т пыли и 0.08 т примесей газа. Температура пылегазовой смеси – 1672°С. Отходящая из МКП пылегазовая смесь после водогрейного котла поступает в систему аспирации. Пыль, извлеченная в результате газоочистки, имеет повышенное содержание 30.02% калия. Состав пыли приведен в таблице 10. Это следствие его возгонки элемента сначала в КП и топке котла ТЭС, а затем в МКП. Время восстановительной плавки в МКП – 1688 с.
Плавка лома в агрегате ковш-печь
3
В рассматриваемом примере в технологический процесс вводят 10 т металлолома. Пред загрузкой в КП лом плавят в агрегате ковш-печь с дуговым подогревом. Поскольку объем вовлекаемого лома небольшой, то его плавку удобно проводить непосредственно в ковше 10 м. Для этого используют агрегат ковш-печь с дуговым подогревом (АКП).
Подготовленный для плавки лом загружают в ковш. Ковш подают под накопитель котла ТЭС и заливают шлак, накопленный за предыдущий металлургический цикл.  Кроме этого в ковш заливают чугун, полученный в МКП. Таким образом, плавку лома проводят под шлаком, что позволяет минимизировать расход энергии и электродов. В процессе плавки в расплав вводят уголь, чтобы понизить температуру плавления металла и известь, чтобы повысить основность шлака, полученного с ТЭС. Для дожигания отходящих из ванны газов в ковш подают кислородсодержащее дутье. Полученный в процессе плавки чугун и шлак отправляют на восстановительный этап плавки в КП.  Температура чугуна и шлака перед загрузкой в КП 1450°С.
Производство электроэнергии
Каждому периоду металлургической плавки в КП соответствует свой топочный режим котла (ТРК). В таблице 4 показана продолжительность ТРК и приведены технологические параметры, характеризующие энергетику ВЭР, поступающих в топку ТЭС из КП, а в таблице 5 приведены материальные балансы при соответствующих ТРК.
Таблица 4 - Время ТРК и параметры ВЭР на выходе из КП
<b>1-0</b>
<b>1-1</b>
<b>1-2</b>
<b>1-3</b>
<b>1-4</b>
<b>1-5</b>
<b>2-1</b>
<b>2-2</b>
<b>2-3</b>
<b>3-1</b>
<b>Цикл</b>
Время режима, с
2830
1943
4304
3071
2189
1483
550
1100
720
4738
22927
ε<sub>СО</sub>  %*
83.7
65.88
67.29
67.40
67.39
67.39
1.52
27.01
100
100
73.50
Темп газа из КП, С
1650
1650
1650
1650
1650
1650
1630
1680
1670
0
СО
* ε  – степень дожигания CO в газовой фазе на выходе из ПК, %.
Время металлургического цикла 22927 с (6.37 ч).
Таблица 5 - Материальные балансы при соответствующих ТРК ТЭС
<b>1-0</b><b>кг/с</b>
<b>1-1</b><b>кг/с</b>
<b>1-2</b><b>кг/с</b>
<b>1-3</b><b>кг/с</b>
<b>1-4</b><b>кг/с</b>
<b>1-5</b><b>кг/с</b>
<b>2-1</b><b>кг/с</b>
<b>2-2</b><b>кг/с</b>
<b>2-3</b><b>кг/с</b>
<b>3-1</b><b>кг/с</b>
<b>За цикл</b><b>т/ц</b>
Пыль из ПК
0.12
0.24
0.25
0.25
0.25
0.25
0.45
0.10
0.02
0
3.94
Газ из ПК
4.00
8.00
8.00
8.00
8.00
8.00
4.40
5.02
1.06
0
123.95
Уголь (Доп. топ.)
2.14
1.39
1.43
1.43
1.43
1.43
0.94
1.28
2.75
2.84
41.91
Известь
0.49
0.30
0.33
0.33
0.33
0.33
0.21
0.24
0.64
0.65
9.53
Воздух горячий
20.93
17.12
17.19
17.19
17.19
17.19
18.19
18.62
23.84
24.67
446.91
Воздух-охладитель
4.07
3.89
3.73
3.72
3.72
3.72
8.74
7.19
3.98
4.42
96.73
<b>Итого:</b>
<b>31.75</b>
<b>30.94</b>
<b>30.93</b>
<b>30.92</b>
<b>30.92</b>
<b>30.92</b>
<b>32.93</b>
<b>32.45</b>
<b>32.29</b>
<b>32.58</b>
<b>722.97</b>
Шлак из КУ
0.84
0.64
0.67
0.67
0.67
0.67
0.74
0.49
0.99
1.01
17.47
Газовая фаза
30.78
30.20
30.14
30.14
30.14
30.14
32.10
31.89
31.13
31.41
702.68
Пыль
0.14
0.11
0.11
0.11
0.11
0.11
0.10
0.08
0.16
0.16
2.84
<b>Итого:</b>
<b>31.76</b>
<b>30.95</b>
<b>30.92</b>
<b>30.92</b>
<b>30.92</b>
<b>30.92</b>
<b>32.94</b>
<b>32.46</b>
<b>32.28</b>
<b>32.58</b>
<b>722.99</b>
Невязка, %
0.03
0.03
0.03
0.00
0.00
0.00
0.03
0.03
0.03
0.00
0.00
В таблице 6 приведены основные технологические параметры работы ТЭС в течение всего металлургического цикла.
Таблица 6 - Технологические параметры работы ТЭ
<b>1-0</b>
<b>1-1</b>
<b>1-2</b>
<b>1-3</b>
<b>1-4</b>
<b>1-5</b>
<b>2-1</b>
<b>2-2</b>
<b>2-3</b>
<b>3-1</b>
b (г/кВт ч)*
322
210
215
216
216
216
141
194
314
329
Паропроизвод-сть, т/ч
82.01
82.00
82.02
82.01
82.01
82.01
82.02
82.00
82.00
82.00
Температура пара, С
535
535
535
535
535
535
535
535
535
535
Давление пара, МПа
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
* b – Удельный расход условного топлива, г/кВт-ч.
Таким образом, технологические параметры работы котла позволяют обеспечить паром постоянную штатную работу турбоагрегата мощностью 21.3 МВт. При этом за металлургический цикл ТЭС вырабатывает 135700 кВт-ч электроэнергии, используя в среднем 276 г условного топлива на один кВт-ч.
Цементное производство
В течение всего металлургического цикла из КП и МКП получают 77.70 т шлака. Расплавы шлака поступают в миксер для усреднения химического состава. Состав усредненного шлака приведен в таблице 9. В зависимости от производственной необходимости шлак из миксера распределяют для дальнейшей переработки. В рассматриваемом примере  7.77 т шлака направляют на грануляцию с целью получения активной минеральной добавки [7. ГОСТ3476-74 Шлаки доменные и электротермофосфорные гранулированные для производства цементов. – М.: «Стандартинформ», 1974. – 6 с.], а 69.93 т разбивают на 4 порции по 17.48 т и подают ковшом к камере насыщения.
Камера насыщения
3
Камера насыщения (КН) [3. RU2692532 C1, 2018, 4. RU 2710088 C1, 2017] футерована магнезитовой футеровкой и имеет цилиндрическо-коническую форму. Внутренний диаметр центральной цилиндрической части камеры – 3.3 м. Длина центральной цилиндрической части камеры по футеровке – 8.0 м. Диаметр горловин, через которые вводят вставки – 1.25 м. Наружный диаметр вставок – 1.15 м. Масса КН – 190 т. Допустимый объем расплава, который может находиться в камере – 23.0 м. Камера вращается вокруг горизонтальной оси на опорных роликах. Частоту вращения камеры регулируют в диапазоне (0–30) об/мин. Вращение задают четыре симметрично расположенных привода, которые синхронизируются в процессе работы гидромуфтами. Крутящий момент от привода передается через два зубчатых колеса, симметрично расположенных относительно центра камеры. В центральной части камеры располагают люк для загрузки расплава и выгрузки клинкера в холодильник. Клинкерный холодильник размещают непосредственно под камерой насыщения. Охлаждение клинкера в холодильнике производят потоком воздуха в кипящем слое на колосниковой решетке. Отводящий канал КН и отводящий канал клинкерного холодильника соединяются в один канал, который подходит к агрегату для обжига извести. Агрегат для обжига извести состоит из двух шахт, работающих поочередно. Одна шахта находится под загрузкой (выгрузкой), а другая в работе.
Насыщение шлакового расплава известью
3
Температура футеровки КН перед загрузкой материала - 1300°С.  Сначала во вращающуюся КН через подающую вставку вводят 2.11 т извести и 0.6 т железной руды. В результате вращения камеры происходит разогрев материла. Далее через загрузочный люк заливают порцию шлака из миксера (17.48 т). Все это время, пока происходит загрузка материала, в клинкерном холодильнике охлаждают предыдущую партию клинкера. Время охлаждения клинкера в холодильнике - 992 с.  Для начала процесса алитообразования сырьевую смесь в КН разогревают. Для этого в камеру подают 0.8 1 т угля, а через боковые щели вводят 1140 нм кислорода. В результате сжигания топлива и образования клинкерных минералов температуру сырьевой смеси поднимают до 1431°С. Синтез алита и белита продолжается 1500 с. По истечении этого времени разогрев камеры прекращается. Для начала синтеза легкоплавких минералов смесь охлаждают. С этой целью в камеру вводят 4.76 т известняка. В результате эндотермической реакции декарбонизации температура смеси снижается до 1291°С. Выпуск клинкера в холодильник производят, когда в камере остается около 3% жидкой фазы. Для выгрузки открывают загрузочный люк, поворачивают камеру люком вниз и, раскачивая камеру, выпускают материал в холодильник. Время, затраченное на насыщение одной порции шлака - 5194 с. В результате насыщения всего шлака (четырех порций) получают 92.28 т клинкера КН=0.91, n=2.01, p=2.34. Время на насыщение всех порций шлака 20776 с (5.77 ч).
Обжиг извести
Параллельно с получением клинкера производят обжиг извести. Обжиг проводят в двух шахтах, расположенных за камерой насыщения. Агрегаты шахтного типа широко используются для обжига извести. В нашем случае шахты работают поочередно. В одной шахте производится обжиг, а в другой производят выгрузку извести и загрузку следующей порции известняка. Получение за цикл четырех порций клинкера позволяет произвести четыре цикла обжига извести. Для обжига в шахту загружают 25.20 т известняка. Обжиг начинают с подачи в рабочую шахту горячего воздуха из клинкерного холодильника. Температура воздуха 320°С. Время подачи 992 с.  Затем через шахту пропускают газовую фазу, отходящую из КН. Средняя температура газа 1250°С. Время его подачи 5194 с. При удельном расходе тепла на обжиг извести 4.6 МДж/кг, для обжига одной порции требуется 66.38 ГДж, в то время как из холодильника и камеры насыщения отходит 97.01 ГДж. Таким образом, в течение одного металлургического цикла удается получить 57.76 т извести, необходимой для воспроизводства способа.  Образующаяся в процессе обжига извести пыль возвращается в производство, так как она содержит значительное количество CaO.
Производство гипса
2
Образующаяся в процессе реализации способа газовые смеси содержат SO. Очистку дымовых газов от диоксида серы производят в скруббере, промывая газовую смесь известковыми суспензиями. В результате получают 1.42 т гипса, который вводят в состав цементной смеси вместе с клинкером и активной минеральной добавкой.
Очистка портландцемента от металлических включений
В рассматриваемом примере получают портландцемент с минеральными добавками ЦЕМ II/А-Ш [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.]. Для этого формируют цементную смесь, в которую входит 92.28 т портландцементного клинкера, 7.77 т активной минеральной добавки и 2.04 т гипса.
Чистку цементной смеси от металлических включений проводят в два этапа. Сначала цементную смесь подвергают избирательному измельчению (измельчается только неметаллическая составляющая смеси), а затем в процессе воздушной сепарации отделяют более плотный и не измельченный металл от портландцемента.
Результаты, полученные в процессе реализации способа
Таким образом, в процессе реализующий способа, в течение одного металлургического цикла (6.37 ч), получают 67.13 т стали 08 [8. ГОСТ1050-2013 Металлопродукция из нелегированных конструкционных качественных и специальных сталей. Общие технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2014.- 32 с.], 102.10 т портландцемента с минеральными добавками ЦЕМ II/А-Ш [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.] и 135700 кВт-ч электроэнергии [9. ГОСТ32144-2013 Нормы качества электроэнергии в системах электроснабжения общего назначения. – М.: «Стандартинформ», 2014. – 16 с.]. При этом 37.5% полученной электроэнергии расходуется в рамках ЭТК, а 62.5% отправляется сторонним потребителям. В таблице 7 Показаны статьи расхода электроэнергии, полученной в течение одного металлургического цикла.
Таблица 7 - Статьи расхода электроэнергии
Всего произведено эл. энергии за цикл, КВт-ч
135700
Затраты энергии на работу ТЭС, КВт-ч
8139
Затраты энергии на получение кислорода, КВт-ч
20870
Затраты энергии на разливку и прокатку, КВт-ч
10730
Затраты энергии на цементное производство, КВт-ч
6738
Затраты энергии на плавку лома в ДСП, КВт-ч
4382
Нераспределенная электроэнергия, КВт-ч
84841
Доля нераспределенной электроэнергии, %
62.5
Составы продуктов
Таблица 8 - Динамика изменения состава металла в КП в процессе плавки
Si
Mn
Al
S
P
C
Чугун из МПК
0.06
0.05
0.00
0.010
0.030
4.490
Чугун из ДСП
0.24
0.41
0.00
0.030
0.030
4.490
Чугун после восстановительной плавки
0.03
0.04
0.00
0.010
0.050
4.490
Чугун после окислительного рафинирования
0.00
0.00
0.00
0.010
0.003
3.094
Сталь после окисления избыточного углерода
0.00
0.00
0.00
0.008
0.005
0.218
Сталь после раскисления-легирования
0.27
0.5
0.001
0.006
0.008
0.085
Таблица 9  - Составы шлаков, получаемых в процессе металлургического цикла
FeO
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
Шлак с ТЭС
1.62
11.83
23.68
9.93
52.13
0.43
0.05
0.01
0.01
0.28
0.03
0.00
Шлак с МКП
0.10
0.00
25.82
8.88
59.79
0.50
0.05
1.45
2.97
0.29
0.05
0.10
Шлак с ДСП в КП
1.60
11.76
23.77
9.97
52.10
0.43
0.05
0.01
0.01
0.28
0.03
0
Шлак с восст.пл.
0.10
0.00
27.12
8.41
62.52
0.97
0.06
0.05
0.11
0.30
0.29
0.07
Шлак с окисл. пл.
3.66
1.22
19.45
13.47
60.44
0.48
0.09
0.04
0.08
0.57
0.32
0.18
Шлак оборотный
0.00
2.16
7.36
16.38
52.06
21.21
0.01
0.00
0.01
0.69
0.14
0.00
Шлак из миксера
0.68
0.20
25.82
9.25
62.08
0.87
0.07
0.10
0.21
0.34
0.29
0.09
Таблица 10 - Составы золы-уноса и пыли, полученных в процессе производства
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
ZnO
PbO
SO<sub>3</sub>
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
С
Зола ТЭС
9.11
16.04
6.73
35.31
0.3
0.03
3.17
6.47
0.19
2.53
0.06
0.00
0.22
19.84
Пыль  МКП
9.44
4.59
1.62
9.98
0.09
0.01
14.69
30.02
0.06
20.94
0.50
0.42
0.78
6.86
Пыль  КН
1.07
5.07
1.08
91.02
0.06
0.00
0.02
0.04
0.02
0.00
0.00
0.42
0.00
1.20
Таблица 11 - Состав клинкера, полученного в процессе насыщения
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
SO<sub>3</sub>
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
3.12
20.98
7.31
66.59
0.68
0.05
0.08
0.16
0.27
0.69
0.07
Коэффициент насыщения – КН=0.91;
Силикатный модуль – n=2.01;
Глиноземный модуль – p=2.34.
Пример 2
. Переработка лома с повышенным содержанием меди
2
Рассмотрим частный случай реализации примера 1, когда на переработку поступил крупный лом (10т) с повышенным содержанием меди. На этапе плавки лома в агрегате ковш-печь с дуговым подогревом (см. пример 1) вводят серу (пирротин). В результате взаимодействия сульфида железа с медью образуется сульфид меди, который переходит в шлак 2[Cu]+(FeS)=[Fe]+(CuS). Полученный в АКП расплав металла вместе со шлаком направляют на восстановительный этап плавки в рол-камеру плавления. Восстановительный этап включает пять плавок, которые проводят при основности В=2.3.   Всего в процессе  жидкофазного восстановления чугуна и окислительного рафинирования стали в рол-камере плавления  шесть раз меняют шлаковый расплав. Это обеспечивает высокую степень десульфурации производимой стали.  После такой качественной очистки металла от серы, дальнейшую реализацию способа проводят как в примере 1.
Пример 3.
Переработка шлакового расплава с электросталеплавильного цеха (ЭСПЦ).
В процессе окислительного рафинирования стали в дуговых сталеплавильных печах (ДСП) образуется шлаковый расплав, в котором содержится большое количество железа. В таблице 15 приведен химический состав шлакового расплава. Отправка этого шлака в отвал приводит к потере металла и росту затрат на содержание отвала. Кроме этого, в процессе работы участков по подготовке лома ЭСПЦ образуется большое количество металлической мелочи (0-10) мм. Отправка этой мелочи в сталеплавильную печь приводит к потере металла, связанной с его угаром. Чтобы максимально сохранить указанный металл, его плавку необходимо проводить в восстановительной атмосфере. В примере рассмотрим переработку шлаковых расплавов и металлической мелочи, получаемых в процессе электросталеплавильного производства.
Технологические камеры
Устройство и габаритные размеры технологических камер приведены в примере 1.
Восстановительный этап плавки
С цеховых ДСП на переработку поступает 52 рафинировочного шлака, который делят на две порции по 26 т и вводят в КП на первой и второй восстановительной плавке. Шлак, полученный из накопителя ТЭС 17.31, вводят в КП на третьей восстановительной плавке. Чугун, полученный в МПК, 1.21 вводят на первой восстановительной плавке. Мелкий лом 10 фракции (0-10) мм вводят в КП через подающую вставку по ферросплавному каналу в течение всего восстановительного этапа. В таблице 12 приведен материальный баланс восстановительных плавок и время подачи шихтовых материалов в КП (см. Фиг 1). Составы продуктов плавки приведены в таблицах 15-17.
Таблица 12 - Материальный баланс восстановительных плавок
<b>Статьи материального баланса </b>
<b>1-я</b><b>пл-ка</b>
<b>2-я</b><b>пл-ка</b>
<b>3-я</b><b>пл-ка</b>
<b>4-я</b><b>пл-ка</b>
<b>5-я</b><b>пл-ка</b>
<b>6-я</b><b>пл-ка</b>
<b>Сумм.</b><b>баланс</b>
<b>Время подачи материла, с </b>
<b>1209</b>
<b>2070</b>
<b>369</b>
<b>3539</b>
<b>2504</b>
<b>1843</b>
<b>11534</b>
Шлак оборотный, т
0.67
1.81
2.18
2.02
1.47
1.06
0.67
Шлак с ЭСПЦ на переработку, т
26.00
26.00
0.00
0.00
0.00
0.00
52.00
Шлак с накопителя ТЭС, т
0.00
0.00
17.31
0.00
0.00
0.00
17.31
Чугун с МКП, т
1.21
0.00
0.00
0.00
0.00
0.00
1.21
Лом фракции (0-10)мм, т
1.87
2.35
0.32
2.45
1.73
1.28
10.00
Руда (окал. 20%, руда 80%), т
1.71
6.33
0.61
23.35
16.51
12.15
60.66
Уголь марки «Т», т
4.60
7.46
1.31
11.77
8.33
6.13
39.60
Флюс, т
2.38
3.96
2.46
7.96
5.78
4.25
26.79
Дутье в зону дожигания, т
3.61
6.65
1.41
13.00
9.21
6.78
40.65
<b>Итого приходные статьи:</b>
<b>42.03</b>
<b>54.56</b>
<b>25.60</b>
<b>60.55</b>
<b>43.03</b>
<b>31.64</b>
<b>248.89</b>
Чугун, т
13.86
15.95
2.18
16.62
11.75
8.64
69.01
Шлак, в том числе:
18.07
21.81
20.19
14.70
10.58
7.76
Шлак, оставленный в КП, т
1.81
2.18
2.02
1.47
1.06
0.00
Шлак продукт, т
16.26
19.63
18.17
13.23
9.52
7.76*
84.57
Газ, т
9.93
16.46
3.15
28.40
20.10
14.79
92.83
Пыль, т
0.16
0.33
0.09
0.82
0.59
0.43
2.42
Примеси газа, т.
0.03
0.04
0.01
0.05
0.04
0.03
0.19
<b>Итого расходные статьи:</b>
<b>42.05</b>
<b>54.59</b>
<b>25.62</b>
<b>60.59</b>
<b>43.05</b>
<b>31.65</b>
<b>24.90</b>
Невязка баланса, %
0.04
0.05
0.04
0.06
0.05
0.04
0.05
* - Шлак переходит на окислительный этап плавки.
Восстановительный этап плавки проводят при температуре расплава 1450°С. Температурный режим регулируют посредством дожигания в КП, части, отходящих из ванны горючих газов. Для этого в зону дожигания подают кислородсодержащее дутье. В таблице 13 показан тепловой баланс восстановительных плавок, а в таблице 14 параметры, характеризующие ВЭР, отходящий из КП в топку ТЭС.
Таблица 13 - Тепловой баланс восстановительных плавок в КП
<b>Статьи теплового баланса </b>
<b>1 пл. МДж/с</b>
<b>2 пл. МДж/с</b>
<b>3 пл. МДж/с</b>
<b>4 пл. МДж/с</b>
<b>5 пл. МДж/с</b>
<b>6 пл. МДж/с</b>
<b>Сумма</b><b>ГДж/пл.</b>
Теплосодержание исходного шлака
33.61
20.42
76.70
0.83
0.86
0.84
117.81
Теплосодержание внесенного чугуна
1.29
0.00
0.00
0.00
0.00
0.00
1.56
Тепло от дожигания газа в ПК
44.62
43.72
52.48
47.68
47.74
47.74
540.06
<b>Итого:</b>
<b>79.52</b>
<b>64.14</b>
<b>129.18</b>
<b>48.51</b>
<b>48.60</b>
<b>48.58</b>
<b>659.43</b>
Теплосодержание чугуна
14.74
9.90
7.63
6.03
6.02
6.02
88.64
Теплосодержание шлака
22.13
15.55
79.84
6.05
6.15
6.13
136.48
Теплосодержание газа
19.49
18.97
20.05
18.63
18.63
18.63
217.14
Теплосодержание пыли
0.28
0.32
0.44
0.41
0.41
0.41
4.40
Теплосодержание примесей газа
0.04
0.03
0.06
0.03
0.03
0.03
0.37
Тепло на восстановление шихты
21.82
18.17
20.18
15.80
15.79
15.79
195.99
Тепло на испарение влаги
0.78
0.95
0.77
1.34
1.34
1.34
13.76
Потери тепла через стенки ПК
0.27
0.27
0.27
0.25
0.25
0.25
2.96
<b>Итого:</b>
<b>79.55</b>
<b>64.16</b>
<b>129.24</b>
<b>48.54</b>
<b>48.62</b>
<b>48.60</b>
<b>659.72</b>
Невязка баланса, %
0.04
0.03
0.05
0.06
0.04
0.04
0.04
Дальнейшую реализацию способа проводят как в примере 1.
Результаты, полученные в процессе реализации способа
В результате реализации способа, в течение одного металлургического цикла, получают 65.88 т стали 08 [8] и 119.58 т портландцемента с минеральными добавками [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.]. Параллельно с насыщением расплава обжигают 50.51 т извести, которую используют в следующем металлургическом цикле. Кроме этого, в результате работы ТЭС за металлургический цикл получают 130400 кВт-ч электроэнергии [9. ГОСТ32144-2013 Нормы качества электроэнергии в системах электроснабжения общего назначения. – М.: «Стандартинформ», 2014. – 16 с.]. При этом 33.5% электроэнергии расходуется на воспроизводство способа (без разливки и прокатки), а 66.5% компенсирует потребность ЭСПЦ в электроэнергии.  Время металлургического цикла - 6.12 ч. Время, затраченное на переработку шлака в клинкер - 5.69 ч.
Состав продуктов
Таблица 15 - Состав шлака, полученного на переработку с печи ДСП
FeO
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
44.83
11.78
5.26
24.93
7.59
5.48
0.00
0.00
0.00
0.02
0.11
Таблица 16 - Состав смеси шлаков в миксере
FeO
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
0.74
23.79
9.27
57.38
4.89
3.22
0.07
0.15
0.22
0.21
0.06
Таблица 17 - Состав клинкера, полученного в процессе насыщения шлака
Fe<sub>2</sub>О<sub>3</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
2.85
19.57
7.38
63.04
3.76
2.47
0.06
0.12
0.18
0.52
0.05
Коэффициент насыщения – КН=0.91;
Силикатный модуль – n=1.91;
Глиноземный модуль – p=2.59.
Пример 4
Переработка техногенного захоронения (отвала) сталеплавильного производства
Сегодня в отвалах металлургических заводов находятся миллиарды тонн отходов сталеплавильного производства. Состав неметаллических отходов сталеплавильного производства, работающего по схеме «Лом-ДСП-АКП-МНЛЗ-Прокат», включает: шлак с ДСП - 61.4%, шлак с АКП - 20.5%, пыль СГО - 0.3%, окалина -7.3%, шамотный бой - 7.9% и магнезитовый бой - 2.5%. Для простоты изложения перечисленные отходы, направляемые в отвал, будем  называть «Отвальный шлак». В таблице 18 приведен состав отвального шлака, рассчитанный исходя из, приведенной выше, структуры отходов завода. Данный состав будем использовать при моделировании технологического процесса.
Таблица 18  - Состав отвального шлака, используемый в расчете, мас.%
FeO<sub>сум</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
31.95
15.71
11.03
28.78
8.14
2.98
0.06
0.07
0.16
0.97
0.15
Кроме керамики в отвале содержится 15% металла, унесенного из металлургических печей (всплески, корольки и т.д.).
Материал с отвала поступает на участок подготовки отвального шлака. При подготовке отвального шлака к производству производят его отчистку от металлических включений (присада), сушку и усреднение химического состава. В процессе подготовки неметаллическую составляющую шлакометаллической смеси постадийно переводят в пыль и удаляют регулируемым воздушным потоком. После каждой стадии измельчения материал обеспыливают и подвергают магнитной сепарации.  Для измельчения материала используют традиционное дробильно-размольное оборудование, обеспечивающее наибольший выход мелких фракций. Для обеспыливания шлакометаллической смеси на начальных стадиях переработки используют барабанные сепараторы. Барабанный сепаратор представляет собой трубу, внутри которой расположены лопасти. Лопасти ориентируют таким образом, чтобы при осевом вращении барабана обеспечить движение материала в сторону выгрузки. При этом более мелкие сростки шлака под действием однонаправленного воздушного потока перемещаются в барабане ускоренно, а пылевидная фракция, двигаясь со скоростью воздушного потока, уносится в систему аспирации. На каждой стадии переработки проводят магнитную сепарацию обеспыленного продукта с целью извлечения из смеси металла. При этом крупные куски металла после первой стадии переработки возвращают на металлургический завод в ДСП (имеется в виду завод, которому принадлежит отвал), а мелкий металл вводят в КП на восстановительном этапе плавки. На заключительной стадии материал измельчают в валковом прессе и магнитную сепарацию не проводят, поскольку после валкового пресса практически вся керамическая составляющая смеси превращается в пылевидную фракцию и удаляется в систему аспирации. В процессе воздушной сепарации производят сушку очищенного от металла шлака. Для этого воздух, подаваемый в сепараторы, подогревают, используя электрическую энергию.
При подготовке отвального шлака происходит усреднение его химического состава. Чтобы ещё больше повысить однородность продукта, на заключительном этапе переработки материал накапливают и усредняют в силосах.
Рол-камера плавления
3
Внутренний диаметр камеры - 3.3 м. Длина цилиндрической части камеры по футеровке - 8.0 м. Диаметр отводящего канала - 1.06 м. Масса камеры без расплава - 194 т. Допустимый объем расплава, который может находиться в камере - 23.0 м. КП вращается вокруг оси симметрии на четырех опорных роликах. Частоту вращения регулируют в диапазоне (0–30) об/мин. Вращение задают четыре симметрично расположенных привода, которые синхронизируются в процессе работы гидромуфтами. Крутящий момент передается через два зубчатых колеса, симметрично расположенных относительно центра камеры. В КП проводят жидкофазное восстановление чугуна, окислительное рафинирование стали и корректировку шлакового расплава с получением ферросплава.
Восстановительный этап плавки
3
Чтобы максимально сократить производственный цикл и повысить производительность процесса на восстановительном этапе проводят одну плавку.  В КП после предыдущего металлургического цикла остается 8.93 т оборотного шлака. Перед началом восстановительного этапа плавки через загрузочный люк в КП заливают 2.47 т шлака из накопителя котла ТЭС. Полученный таким образом в КП исходный шлак используют в качестве реакционной среды для жидкофазного восстановления. В процессе плавки в шлаковую ванну вводят шихтовые материалы. Важнейшим компонентом шихтовой смеси в рассматриваемом примере является отвальный шлак, поступающий с участка подготовки. В процессе восстановительной плавки в КП вносят 48.09 т подготовленного отвального шлака. Кроме этого, в состав шихтовой смеси вводят 0.66 т золы-уноса ТЭС и 22.87 т угля. В рассматриваемом примере в качестве восстановителя и топлива ТЭС используют Бурый уголь Березовского месторождения. Расход шихтовой смеси регулируют таким образом, чтобы пена на поверхности расплава не переходила в брызговую, а скорость газа в отводящем канале не превышала 40 м/с. Время подачи шихтовых материалов – 6212 с. В течение всей восстановительной плавки в КП по ферросплавному каналу подают 5.00 т мелкого лома, извлеченного из отвального шлака на участке подготовки. Расход лома регулируют таким образом, чтобы не переохладить рол-камеру. Тепловую балансировку процесса производят посредством дожигания части отходящих из ванны горючих газов. Для этого через боковые щели вводят кислород в объеме 11555 нм. В процессе восстановительной плавки получают 17.03 т чугуна и 44.00 т шлака, а в систему аспирации уходит 42.13 т газа, 1.19 т пыли и 0.17 т примеси газа. Степень дожигания СО в газовой смеси - 64.70%. Плавку проводят при температуре 1450°С, а температура пылегазовой фазы – 1650°С. Отходящую из КП пылегазовую смесь по отводящему каналу направляют в топку котла ТЭС. Время восстановительной плавки – 6319 с.
Окислительное рафинирование стали
3
3
3
Полученный в процессе восстановительной плавки чугун подвергают окислительному рафинированию с целью удаления избыточных примесей (главным образом фосфора). Для этого в зону дожигания КП подают 1331.01 нм кислорода. Часть кислородсодержащего дутья 733.19 нм в результате вращения камеры  и неровностями футеровки доставляется через слой шлака в металл, а оставшаяся часть 597.82 нм участвует в окислении отходящего из ванны СО. Чтобы повысить основность шлака до В=2.78, в расплав вводят 9.43 т извести. В результате окислительного рафинирования получают 15.99 т стали с содержанием углерода С=1.0% и 53.83 т шлака. Температура расплава - 1520°С. Температура пылегазовой смеси на выходе из камеры - 1640°С. Степень дожигания СО в отходящей газовой смеси – 99.9%. Пылегазовая смесь по отводящему каналу поступает в топку котла ТЭС. Время окислительного рафинирования металла – 1200 с. После окислительного рафинирования нераскисленную сталь выпускают из КП. Состав стали приведен в таблице 19.
Таблица 19 – Состав стали после окислительного рафинирования
Fe
Si
Mn
S
P
C
98.99
0
0
0.005
0.005
1.00
В рассматриваемом примере нераскисленный стальной полупродукт ковшом перевозят на металлургическое производство (завод, на чьём балансе находится отвал) для получения марочной стали.
Корректирующая восстановительная плавка
Состав оставшегося в КП шлакового расплава приведен в таблице 20.
Таблица 20 – Состав шлакового расплава поле окислительного рафинирования стали
FeO<sub>сум</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
0.67
19.40
12.60
53.93
9.13
<b>2.77</b>
0.11
0.11
0.17
0.94
0,18
3
Приведенные  данные показывают, что расплав после грануляции может использоваться в качестве АМД для цемента в соответствии с ГОСТ3476-74 [7. ГОСТ3476-74 Шлаки доменные и электротермофосфорные гранулированные для производства цементов. – М.: «Стандартинформ», 1974. – 6 с.]. Единственным показателем, снижающим качество шлака, является MnO. Для АМД первого сорта содержание MnO должно быть <2%. Чтобы удалить из расплава избыточные компоненты, проводят ещё одну корректирующую восстановительную плавку.  В КП вносят 1.94 т угля. Плавку проводят при температуре 1450°С. Тепловую балансировку осуществляют посредством дожигания части горючих газов, отходящих из ванны. Для этого через боковые щели в КП вводят 832 нм кислорода. В рассматриваемом примере в результате восстановительной плавки получают 51.93 т откорректированного шлакового расплава и 1.45 т ферромарганца ФМн70 [10. ГОСТ4755-91 Ферромарганец. Технические требования и условия поставки. – М.: «Стандартинформ», 2011. – 16 с.]. Состав откорректированного шлакового расплава приведен в таблице 21, а состав ферросплава - в таблице 22.
Таблица 21 – Состав откорректированного шлакового расплава, мас. %
∑FeO
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
S
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
0.01
20.03
13.04
56.02
9.44
0.23
0.03
0.06
0.18
0.84
0.12
Таблица 22 – Состав ферросплава, мас.%
Fe
Si
Mn
S
P
C
19.08
2.37
72.93
0.02
0.60
5.00
В процессе восстановительной плавки из КП уходит 3.40 т газа, степень дожигания которого по СО - 53.48%. Температура газа - 1650°С. Вместе с газом из КП уходит 0.05 т пыли и 0.13 т примеси газа. Пылегазовую смесь по отводящему каналу направляют в топку котла ТЭС. Время восстановительной плавки – 569 с.
После корректирующей плавки ферромарганец и большую часть откорректированного шлакового расплава выпускают из КП. В камере оставляют 8.93 т оборотного шлака, который переходит на следующий металлургический цикл. В рассматриваемом примере ферромарганец отправляют на металлургический завод, а откорректированный шлаковый расплав на цементное производство в КН.
Производство электроэнергии
Образующаяся в процессе работы КП пылегазовая смесь содержит ВЭР в виде физического тепла и горючих газов. Эти энергоресурсы отводят в топку котла ТЭС, где они участвуют в производстве пара для турбины электрогенератора. Расход ВЭР из КП в течение всего металлургического цикла меняется. Чтобы в этих условиях обеспечить заданную паропроизводительность котла, каждому периоду металлургической плавки в КП соответствует свой ТРК. В рассматриваемом примере используют следующие ТРК: 1-1 – штатный режим восстановительной плавки в КП с целью получения первичного металла (чугуна); 2-1 – окислительное рафинирование металла в КП; 1-2 – штатный режим корректирующей восстановительной плавки в КП; 3-1 – автономный режим котла; 1-1-0 – переход с режима 3-1 на режим 1-1 (или с режима 1-1 на 3-1); 1-2-0 – переход с режима 3-1 на режим 1-2 (или обратно).
В таблице 23 показана продолжительность ТРК и приведены технологические параметры, характеризующие энергетику ВЭР, поступающих в топку котла ТЭС из КП.
В таблице 24 показаны материальные балансы при соответствующих ТРК ТЭС.
В таблице 25 приведены основные технологические параметры работы ТЭС в течение всего металлургического цикла.
Таблица 25 - Технологические параметры работы ТЭС
<b>1-1-0</b>
<b>1-1</b>
<b>2-1</b>
<b>1-2-0</b>
<b>1-2</b>
<b>3-1</b>
b (г/кВт ч)*
246.55
176.10
303,50
232,65
148,30
317,00
Паропроизвод-сть, т/ч
82.01
82.01
82.01
82.01
82.01
82.01
Температура пара, °С
535
535
535
535
535
535
Давление пара, МПа
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
*b – Удельный расход условного топлива, г/кВт-ч.
Технологические параметры работы котла позволяют обеспечить паром постоянную штатную работу турбоагрегата мощностью 21.3 МВт. При этом за металлургический цикл ТЭС вырабатывает 56730 кВт-ч, используя в среднем 214.77 г условного топлива на один кВт-ч. В таблице 26 приведены основные статьи расхода электроэнергии в рассматриваемом примере в течение одного металлургического цикла.
Таблица 26 - Статьи расхода электроэнергии ЭТК
Всего произведено эл. энергии за цикл, КВт-ч
56730
Затраты энергии на работу ТЭС, КВт-ч
3404
Затраты энергии на подготовку шлака к переработке, КВт-ч
2829
Затраты энергии на получение кислорода, КВт-ч
7300
Затраты энергии на цементное производство, КВт-ч
4279
Энергия, отпущенная в ЕЭС, КВт-ч
38918
Доля энергии, отпущенной в ЕЭС, %
68.6
Цементное производство
2
3
После корректирующего восстановления из КП выпускают 43.00 т шлака. В рассматриваемом примере  4.30 т шлака направляют на грануляцию с целью получения АМД, а 38.70 т разбивают на 2 порции по 19.35 т и направляют на насыщение. Насыщение расплава проводят  в КН. Устройство и габаритные размеры КН показаны в примере 1.  Температура футеровки камеры перед загрузкой материала - 1300°С.  Сначала во вращающуюся КН через подающую вставку вводят 5.85 т извести, 0.95 т железной руды и 1.85 т кремневки (SiO). В результате вращения камеры происходит разогрев и перемешивание материла. Далее через загрузочный люк заливают порцию шлакового расплава (19.35 т). Все это время, пока происходит загрузка материала, в клинкерном холодильнике охлаждают предыдущую порцию клинкера. Время охлаждения клинкера в холодильнике – 995 с.  Для начала процесса алитообразования сырьевую смесь в КН разогревают. Для этого в камеру подают 1.32 т угля, а через боковые щели вводят 1161 нм кислорода. В результате сжигания топлива и образования клинкерных минералов температура сырьевой смеси поднимается до 1472°С. Синтез алита и белита продолжается 1500 с. По истечении этого времени разогрев камеры прекращается. Для начала синтеза легкоплавких минералов смесь охлаждают. С этой целью в камеру вводят 7.46 т известняка. В результате эндотермической реакции декарбонизации температура смеси снижается до 1272°С. Выпуск клинкера в холодильник производят, когда в камере остается около 3% жидкой фазы. Для выгрузки открывают загрузочный люк, поворачивают камеру люком вниз и, раскачивая камеру, выпускают материал в холодильник. Время, затраченное на насыщение одной порции шлака - 3826 с.
В результате насыщения двух порций шлака получают 64.84 т клинкера КН=0.91, n=1.72, p=2.88. Химический состав клинкера приведен в таблице 27.
Таблица 27 - Состав клинкера, полученного в процессе насыщения
Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
CaO
MgO
MnO
Na<sub>2</sub>O
K<sub>2</sub>O
TiO<sub>2</sub>
SO<sub>3</sub>
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub>
2.84
18.88
8.17
62.56
5.66
0.14
0.04
0.04
0.11
1.49
0.07
Время на насыщения всех порций шлака с учетом охлаждения клинкера в холодильнике 8731 с (2.43 ч).
Обжиг извести
Параллельно с получением клинкера производят обжиг извести. Обжиг проводят в двух шахтах, расположенных за камерой насыщения. Получение за цикл двух порций клинкера позволяет произвести обжиг двух порций извести. Для обжига одной порции в шахту загружают 103.3 т известняка. Обжиг начинают с подачи в рабочую шахту горячего воздуха из клинкерного холодильника. Температура воздуха - 320°С. Время подачи – 995 с.  Затем через шахту пропускают газ, отходящий из КН. Средняя температура газа - 1290°С. Время подачи газа – 2770 с. При удельном расходе тепла на обжиг извести 4.6 МДж/кг для обжига одной порции требуется 272 ГДж, именно столько тепла проходит через шахту. Таким образом, в течение металлургического цикла удается получить 59.19 т извести. При этом на реализацию способа расходуют 12.81 т, а избыточную известь 37.38 т реализуют сторонним потребителям.  Образующаяся в процессе обжига извести пыль возвращается в производство, так как она содержит значительное количество CaO.
Производство гипса
2
Образующаяся в процессе реализации способа газовая фаза содержит SO. Очистку дымовых газов от диоксида серы производят известковым методом. В результате получают 0.97 т гипса, который вводят в состав цементной смеси вместе с клинкером и АМД.
Результаты, полученные в процессе реализации способа
В результате реализации способа, в течение одного металлургического (производственного) цикла, получают 15.99 т стального полупродукта с содержанием С=1.0%, 1.45 т ферромарганца ФМн70 [10. ГОСТ4755-91 Ферромарганец. Технические требования и условия поставки. – М.: «Стандартинформ», 2011. – 16 с.] и 70.54 т портландцемента с минеральными добавками [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.]. Кроме этого, в результате работы ТЭС за металлургический цикл получают 56730 кВт-ч электроэнергии [9. ГОСТ32144-2013 Нормы качества электроэнергии в системах электроснабжения общего назначения. – М.: «Стандартинформ», 2014. – 16 с.]. При этом 31.4% электроэнергии расходуется на воспроизводство способа (без разливки и прокатки), а 68.6% отпускается сторонним потребителям.  Время металлургического цикла – 9588 с. Время, затраченное на переработку шлака в цемент -  8731 с.
Пример 5
Рассмотрим частный случай реализации примера 4, когда для сжигания топлива на ТЭС используют комплексный окислитель, в состав которого входит технический кислород и наполнитель газового тела (НГТ). Состав наполнителя газового тела приведен в таблице 28.
Таблица 28 - Состав наполнителя газового тела об.%
CO<sub>2</sub>
SO<sub>2</sub>
H<sub>2</sub>O
O<sub>2</sub>
N<sub>2</sub>
95.00
0.00
4.00
0.00
1.00
Производство электроэнергии
В таблице 29 показана продолжительность ТРК и приведены технологические параметры, характеризующие энергетику пылегазовой фазы (Основного топлива), поступающей в топку ТЭС из КП.
В таблице 30 показаны материальные балансы при соответствующих ТРК ТЭС.
Кислород (Т=26°С) и наполнитель газового тела (Т=350°С) подают к топке по отдельным каналам, а их смешивание производят непосредственно в топке котла. В результате работы ТЭС за один производственный цикл получают 136600 кВт-ч электроэнергии [7. ГОСТ3476-74 Шлаки доменные и электротермофосфорные гранулированные для производства цементов. – М.: «Стандартинформ», 1974. – 6 с.], расходуя при этом 291.34 грамм условного топлива на один кВт-ч. Состав, газовой смеси, отходящей из котла ТЭС, после обеспыливания и десульфурации, приведен в таблице 31.
Таблица 31 - Состав газовой смеси с ТЭС после десульфурации, об.%
CO<sub>2</sub>
SO<sub>2</sub>
H<sub>2</sub>O
O<sub>2</sub>
N<sub>2</sub>
70.27
0.00
28.36
0.00
1.37
В таблице 32 приведены основные технологические параметры работы ТЭС в течение всего металлургического цикла.
Таблица 32 - Технологические параметры работы ТЭС
<b>1-1-0</b>
<b>1-1</b>
<b>2-1</b>
<b>1-2-0</b>
<b>1-2</b>
<b>3-1</b>
b (г/кВт ч)*
240.90
170.80
298.60
226.15
141.30
311.00
Паропроизвод-сть, т/ч
82.01
82.01
82.01
82.01
82.01
82.01
Температура пара, С
535
535
535
535
535
535
Давление пара, МПа
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
8.8
* b – Удельный расход условного топлива, г/кВт-ч.
Технологические параметры работы котла позволяют обеспечить паром постоянную штатную работу турбоагрегата мощностью 21.3 МВт. При этом за металлургический цикл ТЭС вырабатывает 56680 кВт-ч, используя в среднем 209.32 г условного топлива на один кВт-ч.
Производство стали и цемента
В рассматриваемом примере сталь и портландцемент производят как в примере 4.
В течение производственного цикла получают 15.97 т стального полупродукта с содержанием С=1%, 70.60 т портландцемента [5. ГОСТ31108-2016 Цементы общестроительные. Технические условия. – М.: «Стандартинформ», 2016. – 12 с.]. Кроме этого получают 38.34 т избыточной извести. В таблице 33 приведен усредненный состав газовой смеси, отходящей из рол-камеры насыщения и шахты для обжига извести в течение производственного цикла.
Таблица 33 - Состав газовой смеси с рол-камеры насыщения, об.%.
CO<sub>2</sub>
SO<sub>2</sub>
H<sub>2</sub>O
O<sub>2</sub>
N<sub>2</sub>
92.05
0.00
7.49
0.31
0.15
Подготовка наполнителя газового тела и получение льда СО
2
2
2
Технологическая схема подготовки наполнителя газового тела и получение сухого льда показана на Фигуре 2. В течение производственного цикла (2.66 ч) на производство НГТ и получение сухого льда (СО) поступает 261.66 т газа с ТЭС и 63.11 т газа с рол-камеры насыщения. Эти газовые смеси содержат 283.07 т СО. В таблице 34 приведен материальный баланс производства наполнителя газового тела.
Таблица 34 - Материальный баланс производства НГТ.
<b>Приход, т/ц</b>
<b>Расход, т/ц</b>
Газ. смесь с КН
54.15
Наполнитель газового тела
168.00
Газ. смесь с ТЭС «без очистки»
86.55
Конденсат
0.11
Газ. смесь с ТЭС «после очистки»
26.41
<b>Итого:</b>
<b>168.11</b>
Водяной пар
1.00
<b>Итого:</b>
<b>168.11</b>
Невязка, %
0.000
2
2
2
2
2
2
2
3
3
В рассматриваемом случае реализации способа 7.13 т газа с КН направляют на криогенную чистку. Это делают для того, чтобы максимально возможное количество газа с ТЭС «без очистки» направить в НГТ. Таким образом, 54.15 т и 86.55 т газа с ТЭС отправляют в НГТ без очистки. Кроме этого, в наполнитель газового тела вводят 1.00 т пара. (Т=300°С). Это позволяет с одной стороны выйти на заданное содержание НО в НГТ (см. таблицу 28), а с другой - поднять температуру наполнителя до 31°С перед его подачей в нагреватель котла ТЭС. Оставшийся после производства НГТ газ (149.92 т) отправляют на криогенную очистку и производство льда (СО). Для охлаждения газовой смеси при получении льда используют продукты криогенной ректификации воздуха, полученные в течение производственного цикла на кислородной станции: 49.45 т жидкого кислорода, 2.76 т жидкого аргона и 158.50 т жидкого азота. Получение в рамках ЭТК жидкого азота привело к увеличению удельного расхода электроэнергии на производство кислорода. Если в углерод-позитивном производстве (примеры 1-4) этот показатель 0.455 кВт-ч/мО, то в углерод-нейтральном производстве (в этом примере) он составил 0.794 кВт-ч/мО. На первой стадии предварительного охлаждения газовую смесь в теплообменнике 4, охлаждают до температуры 273 K, используя в качестве охладителя 3.84 т сухого льда, полученного на предыдущем производственном цикле. В результате этого переводят в конденсат и удаляют 2.37 т НО. На второй стадии предварительного охлаждения, в теплообменниках 5,6 и 7, очищаемую газовую смесь охлаждают до температуры 195 K, используя для этого азот, кислород и аргон, перешедшие в газовую фазу в процессе получения льда. На этой стадии предварительного охлаждения из газовой смеси, по мере перехода в твердую фазу, отделяют 0.38 т избыточных компонентов (остатки HO и SO). На схеме конденсат и избыточные компоненты показаны вместе 2.75 т.  На этапе фазового превращения (получение льда) очищаемую газовую смесь делят на две порции. Первую порцию 97.10 т отправляют на охлаждение жидким азотом, а вторую 50.02 т на охлаждение жидким кислородом и аргоном.
2
2
втN
2
Первую порцию сжимают в компрессоре 8 до 0.37 МПа, вводят в неё 133.80 т жидкого азота и направляют в детандер 9. При этом образуется термодинамическая система «очищаемый газ – жидкий азот».  В результате теплообмена и совершения этой термодинамической системой механической работы (детандер вращает электрогенератор), происходит отвод энергии от углекислого газа с образованием сухого льда (СО) и вторичного азота (газ). Сухой лед СО задерживается в осадительной камере детандера 10, а вторичный азот с температурой Т=194 K отводится, унося с собой азот и кислород из очищаемой газовой смеси. Часть отводимого из камеры детандера вторичного азота 95.00 т, направляют в рекуперативные теплообменники 11 и 12, где он охлаждается жидким кислородом и жидким аргоном. При этом происходит фазовое превращения жидких теплоносителей (О и Ar) в газ.
2
2
втN
Вторую порцию очищаемой газовой смеси (50.02 т) сжимают в компрессоре 13 до 0.31 МПа, вводят в неё 95.00 т охлажденного вторичного азота, 24.73 т жидкого азота и направляют в детандер 14. При этом образуется термодинамическая система «очищаемый газовая смесь – охлажденный вторичный азот (газ) - жидкий азот». В результате теплообмена и совершения этой термодинамической системой механической работы (детандер вращает электрогенератор), происходит отвод энергии от углекислого газа с образованием сухого льда (СО) и вторичного азота (газ). Сухой лед СО задерживается в осадительной камере детандера 10, а вторичный азот с температурой Т=194 K отводится, унося с собой азот и кислород из очищаемой газовой смеси. Кроме этого, в результате вращения детандерами 9 и 14 электрогенераторов производят 4647кВт-ч электроэнергии, которая используется в ЭТК.
2
2
Образующиеся на этапе фазового превращения вторичные теплоносители (N,O и Ar) используют в качестве охладителей на этапе предварительного охлаждения очищаемой газовой смеси. После чего вторичный азот 160.25 т отправляют на производство азотных удобрений, а кислород и аргон используют в способе. Кислород как окислитель, а аргон, как инертный газ.
2
В результате криогенной очистки получают 145.41 т сухого льда. При этом 119.0 т льда железнодорожным транспортом отправляют на дальнейшую переработку, а 26.41 т сублимируют и направляют в смесительный газгольдер 3, где формируют НГТ. При этом 3.84 т льда используют в качестве охладителя на стадии предварительного охлаждения в теплообменнике 4, а 22.57 т размораживают на сублимационной установке, получая электроэнергию. Для этого сухой лед со склада через шлюз 16 вводят в сублимационную камеру 17, где он превращается в газ, охлаждая воду с конденсатора ТЭС. Регулируя расход льда, в сублимационной камере создают избыточное давление, равное 3.0 МПа. Далее углекислый газ, через теплообменник 18, поступает в турбину электрогенератора 19, где совершает работу, производя 540 кВт-ч электроэнергии. Электроэнергия используется в рамках ЭТК, а 22.57т СО поступает в смесительный газгольдер 3, где формируют НГТ.
В течение производственного цикла в газгольдере 3 накапливается результирующая газовая смесь, которую подают в смешивающий подогреватель 20, где в неё вводят 1.00 т водяного пара с температурой 300°С. В результате получают НГТ заданного состава (см. таблицу 28) с температурой 31°С. Часть НГТ 163.61 т подают в подогреватель котла ТЭС, а оставшуюся часть направляют в технологическую подсистему.
В таблице 35 приведен баланс электроэнергии в углерод-нейтральном ЭТК (пример 5) и углерод-позитивном ЭТК (пример 4).
Таблица 35 – Баланс электроэнергии в ЭТК в течение цикла.
<b>Наименование статей баланса</b>
<b>Пример 5</b>
<b>Пример 4</b>
<b>Приходные статьи</b>
Произведено эл. энергии на ТЭС, кВт-ч
56680
56730
Произведено эл. энергии на детандерах, кВт-ч
4647
0
Произведено эл. энергии при размораживании льда, кВт-ч
540
<b>Итого: </b>
<b>61867</b>
<b>56730</b>
<b>Расходные статьи</b>
На работу ТЭС, кВт-ч
3401
3404
Затраты на подготовку отвального шлака, кВт-ч
2836
2829
На производство кислорода для технологич. подсистемы, кВт-ч
13610
7300
На производство кислорода для энергетич. подсистемы, кВТ-ч
14010
0
На компримирование газовых смеси перед детандерами, кВТ-ч
3752
0
На цементное производство, КВт-ч
4283
4279
Электроэнергия, направленная в ЕЭС, кВт-ч
19975
38918
<b>Итого:</b>
<b>61867</b>
<b>56730</b>
2
2
2
Приведенные данные показывают, что в примере 5 появились новые статьи расхода электроэнергии, связанные с получением кислорода для энергетической подсистемы ЭТК и компримированием газовой смеси перед детандерами. Кроме этого, из-за выпуска жидкого азота, производство кислорода стало более энергоемким. Вместе с тем, в примере 5 появились и новые источники энергии, связанные с работой детандеров и размораживанием части льда. Таким образом, результирующий расход энергии при производстве сухого льда составил (14010+3752)-(4647+540)=12575 кВт-ч. Если эту энергию отнести к массе СО, образующегося в ЭТК (283.07 т), то мы получим удельные энергозатраты, связанные с отделением и десублимацией диоксида углерода. В рассматриваемом примере этот показатель – 0.160 ГДж/т СО, а если учесть здесь затраты, которые понесло металлургическое производство, получая более энергоемкий кислород, то он возрастет до 0.233ГДж/т СО.
Результаты, полученные в процессе реализации способа
Таким образом, в частном случае реализации способа, за 9579 c (2.66 ч) на ЭТК перерабатывают 56.73 т отвального сталеплавильного шлака, производят 15.97 т рафинированного стального полупродукта (С=1%) в чушках, 1.45 т ферромарганца (ФМ70 ГОСТ4755-91), 70.60 т портландцемента с АМД (ЦЕМ II/А-Ш ГОСТ31108-2016) и 61867 кВт-ч электроэнергии. При этом 41892 кВт-ч электроэнергии используют в рамках ЭТК, а 19975 кВт-ч углерод-нейтральной электроэнергии (32.29%) отправляют сторонним потребителям в ЕЭС. Кроме этого, потребителю отправляют 119.0 т сухого льда.
Пример 6
Чтобы минимизировать энергозатраты, связанные с выделением и десублимацией диоксида углерода, проведем подбор мощности ТЭС, входящей в состав ЭТК (пример 5). Для этого, проведем расчет двух ЭТК. В состав одного введем ТЭС мощностью 18 МВт, а в состав другого – ТЭС мощностью 25 МВт. В таблице 36 приведены результаты подбора мощности ТЭС.
Таблица 36 - Результаты подбора мощности ТЭС
Мощность ТЭС в составе ЭТК, МВт
18.0
21.3
25.0
Доля энергетической подсистемы в ЭТК, д.е.
0.450
0.507
0.545
Расход энергии на выделение и десублимацию СО<sub>2</sub>, ГДж/тСО<sub>2</sub>
0.237
0.233
0.236
2
Долю энергетической или технологической подсистем в ЭТК рассчитывали, как долю расхода электроэнергии на производство кислорода для этих подсистем (см. таблицу 35). Полученные результаты показывают, что наименьший расход энергии, при выделении и десублимации диоксида углерода 0.233 ГДж/т СО достигается при мощности ТЭС 21.3 МВт, как это было в примере 5.