Совершенствование тепловой работы и конструкции шахтного подогревателя дуговой сталеплавильной печи тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат технических наук Райле, Виктор Теодорович

• Райле, Виктор Теодорович
• кандидат технических наук
• 2010

Оглавление диссертации кандидат технических наук Райле, Виктор Теодорович

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ

1.1. Физические процессы предварительного подогрева лома

1.1.1. Формирование тепла отходящих газов

1.1.2. Газообразование в агрегатах плавки стали и дожигание отходящих газов

1.2. Химические процессы, сопровождающие процесс подогрева металлолома

1.2.1. Состав газов до процесса предварительного подогрева

1.2.2. Влияние процесса подогрева на химический состав газов

1.3. Энергетический баланс ДСП с предварительным подогревом металлолома

1.4. Существующие процессы предварительного подогрева металлолома

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Совершенствование тепловой работы и конструкции шахтного подогревателя дуговой сталеплавильной печи»

Основным фактором снижения себестоимости в производстве электростали является замена электрической энергии на более дешёвые энергии такие, как горючее топливо и кислород. Особое значение в инновационном развитии электросталеплавильного производства играет фактор снижения потребления электроэнергии, который в составе общей себестоимости составляет примерно 5060 %. Тенденция продолжает расти. Потребление электрической энергии, которое в прошлом было снижено в основном за счёт применения газо-кислородной техники, может быть дальше снижено путём использования энергии тепла отходящих газов. В прошлом в этой области был разработан ряд технологий, которые прошли несколько этапов развития.

- Первоначально процесс подогрева металлолома возник как автономный' процесс сушки металла от снега и льда. В основном это процесс заключался в сушке и в незначительном подогреве металлолома вне печи до температур мах. 300-400 °С. Топливом в этих агрегатах служил природный газ или жидкое топливо. Данный процесс сушки и подогрева металлолома на первоначальном этапе развития-был серьёзным дополнением^ в отношении < внешнего ввода в ДСП дополнительной энергии, так как ДСП представляли собой1 маломощные электрические агрегаты. Однако, из-за причин значительного выделения дымовых газов и загрязнения окружающей среды, данные установки в настоящее время не находят дальнейшего применения.

- Следующий этап развития процесса подогрева металлолома заключался в использовании физического тепла- отходящих газов ДСП. Конструкция данных установок, в основном, представляли собой сложные системы рекуперационных установок, которые использовали тепло отходящих газов для подогрева лома вне печи. Такие установки позволяют подогревать шихту до температуры около 800 °С. Данные установки отводили использованные газы полностью (системы без рециркуляции газов) или частично (системы с рециркуляцией газов) возвращали их в специальную камеру для дожигания. Преимуществом данных установок была более высокая температура подогретого лома, что значительно сократило время работы ДСП под электрическим током и повысило производительность электропечных агрегатов. Хотя экономические результаты были вполне удовлетворительны, данный процесс предварительного подогрева лома, из-за ограниченной стойкости 4 загрузочных бадей и причин загрязнения окружающей среды, не получил широкого распространения.

- Дальнейшие варианты развития процессов предварительного подогрева лома такие, как процесс подогрева в шахтной печи без удерживающих пальцев, двойной шахтной печи и шахтной печи с удерживающими пальцами, так называемые интегрированные установки, показали и доказали высокую эффективность интегрированного подогрева металлолома. Новизной этих агрегатов был процесс подогрева металлолома, где конструктивно совмещались агрегаты обычных ДСП и устройства предварительного подогрева, так называемой шахты. Данная конструкция позволяет полностью и эффективно использовать тепло отходящих газов. При работе на 100%-м ломе, расход электроэнергии в данных агрегатах снизился до 340 кВт-ч/т, экономия электроэнергии составила от 70 до 100 кВт-ч/т, время работы под током за период плавки сократилось до 38 мин. В отношении повышения производительности электросталеплавильных агрегатов произошел большой шаг вперед, снизились потери тепла за счёт совмещения агрегатов плавки и подогрева, отпала необходимость в дополнительном времени на передвижение и загрузку корзин со скрапом. В целях соблюдения экологических норм по выделению вредных веществ, данные агрегаты потребовали устройства дополнительных камер дожигания и реакции. После процесса предварительного подогрева металлолома остывшие газы ДСП необходимо снова нагреть до температуры не ниже 800° С и тут же резко охладить с тем, чтобы предотвратить обратное восстановление вредных веществ. Часто процесс дожигания отходящих газов, особенно при большом удалении камер дожигания и реакции от печных агрегатов, сводил прямой энергетический баланс близко к нулю. Экономия электроэнергии происходила за счёт повышения производительности агрегатов и снижения времени работы под электрическим током.

- Следует также отметить эффект процесса предварительного подогрева металлолома в печах конструкции «ULTIMATE®». Высокое печное пространство играет роль «шахты» для нагрева столба шихты отходящими газами. Высокая температура отходящих газов достигается за счёт ультравысокой мощности ДСП, до 1,5 МВА/т, а также за счёт встроенных горелок, и кислородных фурм по всему периметру ванны печи. Данная конструкция и процесс работы печи предотвращают образование вредных веществ в отходящих газах, что не требует дополнительных устройств термической обработки отходящих газов. Однако, относительная небольшая высота ванны печи, по сравнению с шахтой, даёт небольшой эффект предварительного подогрева металлолома. Данная конструкция показывает возможный принцип работы печей с предварительным подогревом металлолома без наличия камер дожигания.

- Процесс предварительного подогрева лома «СопБ1ее1®» предусматривает непрерывный подогрев металлической шихты в специальном подогревателе конвейерного типа. С точки ведения процесса расплавления шихты и энергетического режима работы ДСП, данный процесс подогрева является, оптимальным. Из-за ограниченной стойкости конвейера с подогревателем, температура подогретого лома не превышает 600-750 °С. Кроме того, данные установки требуют большие площади для размещения' в цехе, специальной подготовки металлической шихты, а также дополнительных устройств камер дожигания для отходящих газов.

- Известны также многие другие разработки в области предварительного подогрева металлического лома. Следует отметить такие агрегаты как «ТДСА®* (топливно-дуговой сталеплавильный агрегат) института НИИМ и «СОвв®" фирмы «Фукс Текнолоджи»: Конструкции данных агрегатов < представляют собой оригинальные решения, в области предварительного подогрева металлического лома, и имеют те же преимущества и недостатки, которые характерны для вышеописанных агрегатов.

Учитывая важность энергетического фактора и современные нормы выделения* вредных веществ в электросталеплавильном производстве, в данной' работе ставится задача нахождения дальнейших решений по совершенствованию тепловой работы и конструкции агрегатов предварительного подогрева металлолома.

Заключение диссертации по теме «Металлургия черных, цветных и редких металлов», Райле, Виктор Теодорович

Основные выводы:

1. Описаны физические процессы, которые происходят во время предварительного подогрева металлолома в шахтных подогревателях. Представлена картина формирования тепла отходящих газов, процесс передачи тепла в столбе металлолома, газообразование в агрегатах плавки и дожигание отходящих газов. Рассмотрены и представлены основные химические процессы, которые сопровождают предварительный процесс подогрева металлолома при различных режимах работы шахтной печи. Описан состав газов до процесса подогрева металлолома, влияние процесса подогрева на химический состав отходящих газов. Представлены процессы и механизм возникновения различных вредных веществ, которые образуются при неполном сгорании органических примесей в столбе металлолома. Рассмотрены оптимальные условия, при которых происходит процесс уничтожения и предотвращения возникновения вредных веществ, которые образуются в столбе подогреваемого металлолома. Представлены существующие процессы ведения плавок в мировой практике, при которых созданы условия полного сгорания органических примесей в металлоломе.

2. При рассмотрении существующих процессов подогрева металлолома хронологически показано их историческое развитие. Описаны преимущества и недостатки каждого из агрегатов, которые использовались или используются для предварительного подогрева металлолома. Проведён анализ и представлены общие проблемы, характерные для всех существующих процессов подогрева металлолома. Показаны и представлены преимущества интегрированных установок предварительного подогрева металлолома на примере шахтной печи второго поколения.

3. Рассмотрены и проанализированы проблемы отходящих газов в существующих шахтных подогревателях второго поколения и составлены их технические характеристики, являющиеся базой для теплотехнических расчётов в шахтном подогревателе. Описаны виды теплообмена и разработаны расчёты передачи тепла в столбе металлолома существующих шахтных подогревателей. Представлен расчётный профиль температур металлолома и отходящих газов по высоте столба нагреваемого металлолома при различных видах теплообмена. Описаны проблемы протекания потока отходящих газов и разработаны расчёты для существующих шахтных подогревателей. Проведён расчёт сопротивления потока отходящего газа в столбе металлолома.

4. Предложены конструктивные и технологические решения, улучшающие теплообмен и поток отходящих газов улучшенного шахтного подогревателя. Разработана система расчётов, которая определяет параметры металлолома и отходящих газов. Представлен расчётный профиль температур по высоте столба нагреваемого металлолома улучшенного шахтного подогревателя. Показаны технические характеристики и определена эффективность улучшенного шахтного подогревателя по сравнению с существующим подогревателем шахтных печей второго поколения. Внедрены и успешно реализованы в шахтных печах второго поколения предложенные конструктивные и технологические решения.

5. Описано термическое исполнение и составлена таблица с техническими данными существующих шахтных подогревателей. Представлены основные тепловые характеристики работы шахтных печей, влияющие на процесс подогрева металлолома и на модули газоочистки. На примере существующего шахтного подогревателя проведён расчёт тепловых потерь при различных тепловых режимах работы печи. Предложены конструктивные решения, улучшающие термическое исполнение шахтного подогревателя. Проведены расчёты параметров улучшенного термического исполнения шахтного подогревателя и определены потери тепла при различных тепловых режимах работы. Представлены технические характеристики термостойких плит и показана эффективность улучшенного термического исполнения по сравнению с существующим шахтным подогревателем.

6. Представлена необходимость и целесообразность перехода от вторичных к первичным мероприятиям при решении проблем и вопросов предварительного подогрева металлолома. Показана существующая технологическая схема подогрева металлолома и модулей газоочистки шахтных печей второго поколения.

7. Предложен и разработан комбинированный процесс подогрева металлолома на основе шахтного подогревателя. Описаны технологические и конструктивные мероприятия, позволяющие реализовать комбинированный процесс подогрева металлолома, и конструктивно представлен комбинированный процесс подогрева. Показаны технологические преимущества комбинированного процесса подогрева металлолома по сравнению с существующим процессом.

8. Произведён расчёт энергетического баланса комбинированного процесса подогрева металлолома. Рассчитана тепловая мощность внешнего источника энергии, необходимая для подогрева металлолома и отходящих газов при комбинированном процессе подогрева. Показана эпюра ввода энергии от внешнего источника тепла на примере 80 т шахтного подогревателя. Показано распределение температур металлолома и отходящих газов по зонам шахтного подогревателя. Произведён расчёт параметров составляющих энергетического баланса. На примере 80 т шахтной печи представлен энергетический баланс комбинированного процесса подогрева металлолома. Рассчитан прямой энергетический баланс шахтной печи при комбинированном процессе подогрева металлолома. Описан технологический процесс и представлены расчётные показатели комбинированного процесса подогрева металлолома по сравнению с существующим процессом подогрева.

9. Представлена совместная работа существующих агрегатов подогрева металлолома и модулей газоочистки. Описано влияние температурных характеристик шахтного подогревателя на работу модулей газоочистки. Разработана и показана функция шахтного подогревателя и модулей газоочистки при комбинированном процессе подогрева металлолома, показаны изменения в модулях газоочистки. Описана работа модулей газоочистки, в которых произошли изменения, связанные с комбинированным процессом подогрева металлолома. Определён полный энергетический к.п.д. шахтной печи и модулей газоочистки при использовании энтальпии отходящих газов шахтного подогревателя. Показаны изменения в технологической схеме подогрева металлолома и модулей газоочистки при комбинированном процессе подогрева металлолома.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ ПО ДИССЕРТАЦИИ

На основании актуальных проблем предварительного подогрева металлолома, из которых исходят цель и задачи исследования данной диссертационной работы, разработан новый комбинированный процесс предварительного подогрева металлолома на примере шахтного подогревателя. Данный процесс учитывает не только фактор производительности и энергетический баланс электросталеплавильных агрегатов, но и в первую очередь проблему возникновения и устранения вредных веществ, которые сопровождают весь цикл подогрева металлолома. Основным принципиальным выводом данной работы является тот факт, что при решении существующих проблем предварительного подогрева металлолома, следует перейти от вторичных (устранение негативных последствий подогрева металлолома) к первичным мероприятиям (устранению причин негативных явлений подогрева металлолома). Данное обстоятельство привело к детальному рассмотрению тепловой работы шахтного подогревателя и к процессам возникновения и устранения вредных веществ, которые сопровождают предварительный подогрев металлолома.

Для этих целей в работе на одном из первых мест рассмотрены химические процессы, сопровождающие процесс предварительного подогрева металлолома. На химический состав газов до процесса подогрева металлолома в современных электрометаллургических агрегатах сильно оказывает влияние работа высокомощных газокислородных горелок и влага загружаемой шихты. Процесс предварительного подогрева металлолома позитивно сказывается на уменьшении содержания Н2 в стали. Анализ литературы и информация фирм показывает, что вредные вещества, такие как летучие углеводороды, диоксины/фураны, образуются также до процесса предварительного подогрева металлолома, особенно в первоначальный период плавки, а также при отсутствии в металлоломе органических примесей. Это факт противоречит далеко устоявшемуся мнению, что обычные электрометаллургические агрегаты, без предварительного подогрева металлолома, практически не выделяют вредных веществ. Анализ влияния процесса подогрева металлолома на химический состав газов показывает, что в столбе металлической шихты происходят различные по своей природе процессы. До сих пор в различной литературе данные процессы рассматривались как однородные и не делились на различные термические зоны. В данной работе впервые столб металлолома разделён на 4 зоны, в которых происходят различные физические и химические процессы. Зона полного термического сгорания и примеры существующих агрегатов показывают идеальные условия подогрева и переплавки металлолома с большим содержанием органических примесей. Зона неполного сгорания органических веществ, которая характеризуется образованием ароматических углеводородов и доксиов/фуранов, оказывает решающее значение на работу всего электрометаллургического комплекса (шахтного подогревателя и модулей газоочистки). В данной работе впервые проведён анализ химических процессов, показаны области температур и зоны выделения вредных веществ по высоте столба нагреваемого металлолома. Процесс дожигания и уничтожения ароматических углеводородов (VOC) не представляет собой в настоящее время большой сложности. При температуре выше 750 °С происходит полное сгорание (без процесса «Новосинтеза») углеводородов до устойчивых соединений НгО и СОг. Однако, процесс образования диоксинов/фуранов (PCCD/F), которые являются одними из самых известных токсичных ядов в природе, создаёт большие сложности при соблюдении норм выделения вредных веществ в окружающую среду. Показанные в литературе и доказанные на практике условия устранения диоксинов/фуранов (сжигание при температуре выше 850 °С, затем резкое охлаждение потока газа в течение 1,5 сек до температуры ниже 250 °С), представляют собой в настоящее время сложный технологический процесс. Температура 850-900 °С является определяющей при расчёте и компоновке шахтного подогревателя и всех модулей газоочистки, в данной работе она впервые определена как полная температура подогрева металлолома. Смысл и преимущество данной температуры состоит в том, что она является наиболее выгодной, с точки зрения устранения источника образования диоксинов/фуранов и удачно сочетается с тепловым к.п.д. работы газо-кислородных горелок. Мероприятия по дожиганию и устранению диоксинов/фуранов часто сводили в прошлом к нулю весь энергетический эффект от предварительного подогрева металлолома. Данное обстоятельство, которое связано также с введением жёстких экологических норм, ведёт в настоящее время к ограниченному применению установок с предварительным подогревом металлолома.

Расчёт и анализ формирования тепла отходящих газов показывают, что мощность тепловых потерь (физического и химического тепла) составляет от 14 до 25 % общей мощности элекгросталеплавильных агрегатов. Однако, данная энергия явно недостаточна для полного подогрева металлолома и составляет не более 65 % от необходимого количества тепла.

Процесс газообразования в электрометаллургических агрегатах сильно зависит от периода плавки и его режимов. Проведенный анализ литературных источников и расчёты показывают, что удельное количество отводимых газов из печного пространства сильно зависят от различных факторов и лежит в диапазоне от 40 до 600 мЗ/тч, т. е. отличаются на целый порядок. Также температура отходящих газов во время различных фаз работы печи меняется от 800 до 1600 °С. Далее, для отсоса возникших газов в плавильном агрегате и поддержания оптимального давления под сводом печи, поддерживается разрежение от -7 до -15 Па. Данное обстоятельство, которое зависит от технологии и режимов работы элекгросталеплавильных агрегатов, негативно оказывает влияние на процесс предварительного подогрева металлолома. Это приводит к фазам сильно уменьшенного потока отходящих газов, во время которого практически не происходит процесс подогрева металлолома, падению температуры и как следствие - образование различных вредных веществ, которые необходимо устранить с большими энергетически затратами в последующих модулях газоочистки.

При анализе формирования количества отходящих газов, которые необходимо дожигать в камерах дожигания, в данной работе впервые учтены и представлены подсосы воздуха через неплотности в трактах шахтного подогревателя и количество газов, которые образуются в результате тления и неполного сгорания органических примесей в металлоломе. Мощность газовоздушных горелок, которые обычно применяются в системах дожигания отходящих газов, сильно зависит от типа электросталеплавильного агрегата и лежит в пределах 16-24 мВт. Однако, практика показывает, что данная мощность горелок, ввиду неучтённых подсосов воздуха и тления органических веществ, практически не поднимает температуру отходящих газов до расчётной >850 °С.

Представленные в работе энергетические балансы различных ДСП, с предварительным подогревом металлолома и без него, неоспоримо доказывают энергетическое преимущество интегрированных установок с предварительным подогревом металлолома. Показаны удельные себестоимости различных видов энергий по сравнению с электрической энергией. Отсюда следует вывод, который подтверждает актуальность снижения или замены электрической на альтернативные энергии. При учёте полного энергетического баланса, при работе установок с предварительным подогревом металлолома, следует обязательно учитывать дополнительные энергетические затраты на устранение возникших вредных веществ, а также первичную экономию энергии электростанций, необходимую для работы электросталеплавильного агрегата. Особенно большое значение имеет представленный в работе к.п.д. газо-кислоодных горелок, которые применяются для нагрева металлолома в начальной фазе работы печи. Использование газокислородных горелок для нагрева металлолома в шахтном подогревателе выше 1000 °С не является экономически эффективным. Данное обстоятельство благоприятно сочетается с необходимой температурой подогрева металлолома -около 800 °С и отходящими газами £850 °С (в целях устранения источников образования вредных веществ).

Проведённый исторический и технологический анализ существующих процессов подогрева металлолома показывает эффективность и большой потенциал интегрированных установок подогрева металлолома, где установка подогрева металлолома (шахтный подогреватель) непосредственно интегрируется с электросталеплавильным агрегатом. Они в первую очередь, по сравнению с предыдущими установками предварительного подогрева металлолома, решили сложную проблему логистики горячей бадьи в цехе, уменьшили потери тепла и неорганизованные выделения вредных веществ в цех. Важным фактором явилось и остаётся то, что интегрированные установки являются компактными и конструктивно простыми. Они устранили большое количество длинных и громоздких газоходов, которые вызывали большие тепловые потери и в процессе эксплуатации являлись весьма трудоёмкими, часто приводящие к простоям оборудования. Экономия электрической энергии (без учёта энергии на устранение вредных веществ) интегрированных установок (шахтных печей) достигла от 70 до 100 кВт ч/т. Однако, данный тип установок, как и все предыдущие, не решил принципиального вопроса устранения причин возникновения различных вредных веществ. Это объясняется в первую очередь нехваткой тепла отходящих газов ДСП для подогрева металлолома и как следствие - наличием в столбе металлолома различных температурных зон.

Рассмотрение процесса передачи тепла отходящих газов металлической шихте показало, что при подогреве металлолома в нижней части столба тепло передаётся преимущественно за счёт теплового излучения, исходящего от поверхности ванны печи, а также за счёт конвективного теплообмена отходящих газов. В остальных зонах столба металлолома тепло передаётся в основном за счёт конвекции и теплового изучения между отходящими газами и поверхностью шихты. Тепловое излучение между отходящими* газами и поверхностью шихты во многом зависит от суммарного коэффициента теплового излучения многоатомных газов, в основном диоксида углерода СОг и водяного пара НгО. Одноатомные газы мало влияют на суммарный коэффициент излучения. Кроме того, на суммарный коэффициент излучения сильно влияет состав и характер пыли, которые трудно учесть при расчётах. При конвективном теплообмене основную роль играет режим «принудительной конвекции», так как поток отходящих газов создаётся вентиляторами. Режим «свободной конвекции» создаётся тогда, когда регулирующая заслонка закрыта или приоткрыта, а также при наличии неплотностей в шахтном подогревателе. Рассмотрение обтекания потока отходящих газов тел сложной формы, которыми являются в основном все тела металлолома, показало, что характер режима обтекания является смешанным. На начальном участке -ламинарный пограничный слой, на остальной части - турбулентный. Данный фактор является определяющим при определении числа Нуссельта и коэффициентов теплопередачи в столбе металлолома.

В работе проведён анализ и показаны недостатки шахтных подогревателей второго поколения на примере действующей установки. Основными причинами являются: неравномерный отсос газов по периметру шахтного подогревателя, неплотное прилегание колпака шахты и отсутствие устройства улавливания крупной части пыли после шахтного подогревателя. Следствием являются: неравномерный подогрев металлолома, повышенный выброс неорганизованных газов в цех -«каминный эффект», а также процесс «Новосинтеза» - повышенное образование вредных веществ после шахтного подогревателя и др. негативные явления, снижающие эффективность подогрева металлолома и приводящие к повышенному образованию вредных веществ.

Расчёт теплового излучения, исходящего от поверхности ванны печи, показывает, что температура металлолома в нижней части подогревателя достигает около 930 °С. Данное обстоятельство приводит к перегреву и к повышенному угару в нижней части столба металлолома, однако полностью избавиться от данного негативного явления, в рамках интегрированных шахтных подогревателей, не представляется возможным. Тепловое излучение между отходящими газами печи и металлоломом не играет существенной роли в повышении температуры металлолома, так как время излучения не превышает 5-7 мин общего времени плавки. Оно вызвано режимом работы, при котором регулирующая заслонка полностью закрыта или частично приоткрыта. Однако, при отсутствии металлолома в шахтном подогревателе, теплопередача между газами печи и системой охлаждения, вызывает большие потери тепла в шахтном подогревателе и создаёт режим перегрузки (ок. 1070 °С) для модулей газоочистки. Ввиду существующих недостатков газоотсоса в существующих шахтных подогревателях имеется область свободного конвективного теплообмена. Эффективность подогрева в зоне свободного конвективного теплообмена составляет около 1/3 от принудительного конвективного теплообмена и является негативным эффектом шахтных подогревателей. Средняя температура подогретого металлолома в существующих шахтных подогревателях (зоны 1-4) составляет около 522 °С и является недостаточной с точки зрения полного подогрева металлолома.

Экспериментально и теоретически установлено, что поток отходящих газов в существующих шахтных подогревателях, из-за наличия неплотностей и неравномерного отсоса газов, делится на зоны принудительной и свободной конвекции. Скорость потока отходящих газов в области принудительной конвекции, из-за несимметричного отсоса выше расчётной и составляет около 2,3 м/сек. Общее сопротивление потока отходящих газов составляет около 7,6 мбар и ниже теоретических расчётных данных, которые проводились без учёта подсосов холодного воздуха в шахтном подогревателе. В работе определено количество подсосанного холодного воздуха, которое составляет в рассматриваемом шахтном подогревателе до 20 ООО м3/ч. и снижает температуру отходящих газов примерно на 60-70 °С.

Теоретически разработаны и практически претворены технологические и конструктивные мероприятия, улучшающие поток и теплообмен отходящих газов в шахтных подогревателях второго поколения. В этих целях макс, возможно устранён несимметричный отсос отходящих газов в шахтном подогревателе; для устранения подсосов холодного воздуха применена конструкция шиберного затвора; газоход шахты сконструирован таким образом, что он значительно устраняет выбросы неорганизованных газов в цех; у выхода газохода установлена камера осаждения крупной фракции пыли; управление передвижной муфтой позволяет избежать перегрузку модулей газоочистки во время превышения температуры отходящих газов более 900 °С. Симметричный отсос отходящих газов повысил среднюю температуру металлолома на 37 °С; скорость потока отходящих газов в области принудительной конвекции снизилась до 2,1 м/сек, что улучшило коэффициент теплообмена между газами и металлоломом. В результате улучшения потока отходящих газов объём свободной конвекции снизился от 1/3 до 1/9 объёма шахтного подогревателя; применение шиберного затвора снизило подсосы холодного воздуха на по сравнению с существующим колпаком и повысило температуру отходящих газов на 44 °С. Данные мероприятия практически устранили выброс неорганизованных газов в цех во время переходных процессов, что позволило при всех режимах работы шахтной печи выдержать нормы выделения вредных веществ в окружающую среду.

Исследование состояния термического исполнения шахтного подогревателя показало, что тепло от отходящих газов к водоохлаждаемым панелям шахтного подогревателя происходит при рабочем режиме работы (шахтный подогреватель с металлоломом) в основном за счёт конвективной теплопередачи, а при холостом режиме работы (шахтный подогреватель без металлолома) - за счёт теплового излучения. Проведённые тепловые расчёты и экспериментальные наблюдения выявили большие удельные потери тепла при рабочем режиме через водоохпаждаемые панели шахтного подогревателя, которые составляют около 37 кВт ч/т выплавленной стали. При холостом режиме работы потери тепла составляют до 72 кВтч/т. Причиной данного явления является большая площадь стеновых панелей шахтного подогревателя и высокая температура отходящих газов. Шахтный подогреватель при холостом режиме работы практически играет роль «холодильника». Излучение тепла от неизолированных поверхностей шахтного подогревателей в окружающую среду незначительно и составляет около 0,2 кВт ч/т. Относительно «холодные» стены шахтного подогревателя ведут к недостаточному подогреву металлолома и дополнительному охлаждению отходящих газов по периметру шахтного подогревателя. Отсутствие аккумулирования тепла отходящих газов при холостом режиме работы шахтного подогревателя приводит к термической перегрузке модулей газоочистки. Другой проблемой является механическая стойкость стеновых панелей шахтного подогревателя, которые повреждаются при отклонении размеров металлолома от предписанных кондиций.

Практическое внедрение термических плит в конструкцию шахтного подогревателя второго поколения позволило улучшить энергетические показатели работы шахтной печи и повысить механическую стойкость стеновых панелей. Проведённые расчёты и практические данные работы шахтной печи показали, что коэффициент теплопередачи между отходящими газами и водоохлаждаемыми трубными панелями снизился в 1,34 раза. Это позволило уменьшить расход охлаждающей воды с 812 м3/ч на 604 м3/ч и размер трубных панелей с 082,5 х 12,5 мм на 073 х 10 мм. Среднее повышение температуры металлолома в результате применения термических плит составляет 7,1 °С, экономия энергии около 10,6 кВтч/т произведённой стали. Важным показателем эффективности термических плит является снижение температуры отходящих газов при холостом режиме работы печи на 252 °С, при рабочем режиме работы печи происходит повышение температуры отходящих газов на 18,2 °С. Данный эффект объясняется аккумулированием тепла отходящих газов при холостом режиме работы печи, а при рабочем режиме работы - отдачей накопленного тепла металлолому и отходящим газам.

Проведённый в работе анализ существующих процессов предварительного подогрева металлолома, совершенствование потока и теплообмена отходящих газов, улучшение термического исполнения шахтных подогревателей второго поколения, показали принципиальные недостатки существующих процессов подогрева металлолома на примере интегрированной установки. Процесс подогрева металлической шихты характеризуется большой разницей температуры по высоте столба нагреваемого металлолома, от 930 °С в нижней части и до 150 °С в верхней части шахтного подогревателя. Средняя температура подогретого металлолома составляет не более 520-560 °С. Такое распределение температур в столбе металлолома создаёт благоприятные условия для образования различных вредных веществ, таких как летучие углеводороды (VOC), диоксины/фураны (PCDD/F) и других вредных веществ, которые образуются при температурах ниже 750 °С. Данные вредные вещества на существующих установках устраняются при помощи дожигания в специальных камерах дожигания до 850 °С, с последующим резким охлаждением отходящих газов до 250 °С. При этом энтальпия отходящих газов теряется безвозвратно. Отсюда следует основной вывод: для решения существующих проблем подогрева металлолома следует перейти от вторичных к первичным мероприятиям, которые устраняют причины образования вредных веществ и ведут к полному подогреву металлолома до средней температуры около 800 °С.

Разработан принципиально новый метод комбинированного подогрева металлолома, который сочетает существующий метод использования тепла отходящих печных газов и ввод дополнительного тепла через внешний источник энергии. Ввод тепла через внешний источник энергии осуществляется ступенчато в каждой секции шахтного подогревателя, с целью избежания падения температуры отходящих газов ниже 850 °С и полного подогрева металлолома до 800 °С. Такая комбинация подогрева металлолома не допускает падение температуры и исключает, таким образом, основной источник образования летучих углеводородов и диоксинов/фуранов. Комбинированный процесс подогрева металлолома устраняет необходимость дожигания отходящих газов и последующего резкого охлаждения, с целью предотвращения процесса «Новосинтеза». Постоянная температура на выходе шахтного подогревателя, 850-900 °С, создаёт благоприятные условия для работы модулей газоочистки. В целях ограничения роста объёма отходящих газов в шахтном подогревателе и предотвращения образования N0*, ввод тепла через внешний источник энергии должен осуществляться газо-кислородными системами горения.

Расчёты энергетического баланса, на примере шахтного подогревателя, показывают, что для ведения комбинированного процесса подогрева металлолома через внешний источник энергии, следует вводить 82 кВтч/т, расход электроэнергии при этом снижается до 220 кВт-ч/т. выплавленной стали. Создание высокотемпературных условий в шахтном подогревателе приводит к полному сгоранию органических веществ в металлоломе, которое является дополнительным источником энергии. При содержании 10 кг/т органических веществ в тонне металлолома выделяется около 53 кВтч/т. Принтом становится очевидным, что тепло отходящих газов, которое составляет около 65 кВт ч/т., явно недостаточно для полного подогрева металлолома и устранения источника образования вредных веществ. Прямой энергетический к.п.д. (без учёта использования тепла отходящих газов шахтного подогревателя.) комбинированного процесса подогрева металлолома составляет 55 %. Высокое содержание тепла отходящих газов при комбинированном процессе подогрева, 182 кВтч/т., может использоваться в рекуперативных целях при охлаждении в модулях газоочистки.

Комплексное рассмотрение работы шахтной печи и модулей газоочистки показало большое технологическое преимущество параметров комбинированного процесса подогрева металлолома. При данном процессе отпадает необходимость в камере дожигания и резкого охлаждения отходящих газов. Постоянная температура отходящих газов 850-900 °С после шахтного подогревателя создаёт благоприятные условия для окончательного дожигания летучих углеводородов (\/ОС) и разложения диоксинов/фуранов (РСРР/Р). Значительное сокращение переходных процессов, в первую очередь подъём и падение температуры отходящих газов, ведущих к процессу «Новосинтеза», стабилизируют и упрощают работу модулей газоочистки. Таким образом, комбинированный процесс подогрева металлолома* создаёт аналогичные стабильные условия работы, которые достигнуты в установках сжигания мусора. Стабильная температура отходящих газов 900-850 °С после камеры реакции и осаждения пыли, позволяет на первой ступени охлаждения 850-550 °С использовать тепло отходящих газов в водоохлаждающих рекуперативных системах. Анализ работы охладителей второй ступени 550-250 °С газоочистки показал большую эффективность современного принудительного воздушного охладителя. На данной ступени охлаждения тепло отходящих газов следует использовать для создания теплового потока воздуха для нужд ЭСПЦ или других целей. При использовании энтальпии отходящих газов до 250 °С, полный энергетический к.п.д. рассматриваемой системы шахтной печи и модулей газоочистки достигает 74 %.

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Райле, Виктор Теодорович, 2010 год

1. Heinen К.-Н.: Elektrostahl-Erzeugung - Energiebilanz. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 118-120.

2. Altfeld, K.; Schneider, A.: Energiebilanzen von Elektrolichtbogenöfen -Auswirkungen wassergekühlter Ofenelemente. Stahl und Eisen 103 (1982) 20, S. 979-984.

3. Klein, K.-H.; Paul; G., Köster, V.: The application of progressive energy-saving measures at Badische Stahlwerke AG (BSW). MPT-Metallurgical Plant and Technology (1986) 1, S. 44-52.

4. Gripenberg, H.; Brunner, M.; Petersson, M.: Optimal Distribution of Oxygen in High-Efficiency Electric Are Furnaces. Iran and Steel Engineer (1990) 7, S. 33-37.

5. Bredehöft, R.; Hammer, E. E.; Unger, K.-D.: Umbau eines 80-t-Lichtbogenofens der Thyssen-Edelstahlwerke AG Kühlkreisläufe unter besonderer Berücksichtigung der Verdampfungskühlung für Wand- und Deckelelemente. Stahl und Eisen 106 (1986) B2, S. 71-77.

6. Fett, F.; Pfeifer, H.; Siegert, H.: Energetische Untersuchung eines . Hochleistungslichtbogenofens. Stahl und Eisen 102 (1982), S. 461-465.

7. Brod, H.; Kempkens, F.; Strohschein, H,: Energierückgewinnung aus einem UHP-Elektrolichtbogenofen. Stahl und Eisen 109 (1989) 5, S. 229-238.

8. Киселёв А.Д., Тулуевский Ю.Н., Зинуров И.Ю.: Повышение эффективности газоудаления дуговых сталеплавильных печей. М.: Металлургия 1992. С. 11-12.

9. Гудим Ю.А., Зинуров И.Ю., Киселёв А.Д., Шумаков А.М.: Рациональные способы интенсификации плавки в современных дуговых сталеплавильных печах. Вестник Южно-Уральского Государственного Университета, № 9 (109) 2008. С. 11-13.

10. Ю.Смоляренко В.Д.: Электродуговые печи нового поколения. Институт «АО ВНИИЭТО». Москва июнь 2006 г. - 7 с.

11. Timm, К.: Kreisdiagramm: Grundlagen von Drehstromöfen. IFB Institut für Bildung. 25. Seminar Elektrotechnik des Lichtbogenofens. Kehl, Oktober 2001. S. 4-12.

12. Hoinkis, J.; Lindner, E.: Chemie für Ingenieure Chemische Reaktionen. WILEY-VCH. Zwölfte Auflage, 2001. S. 93, 96-97.

13. Поволоцкий Д. Я.: Основы технологии производства стали. Челябинск, издательство ЮУрГУ, 2004 г., с. 67-69.

14. Никольский Л.Е., Зинуров И.Ю.: Оборудование и проектирование электросталеплавильных цехов. М.: Металлургия, 1993. С. 70-71.

15. Pfeifer, Н.: Energiebilanzen des Drehstrom-Lichtbogenofens. IFB Institut für Bildung. 25. Seminar Elektrotechnik des Lichtbogenofens. Kehl, Oktober 2001. S. 11.

16. Heinen K.-H.: Elektrostahl-Erzeugung Energiebilanz. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 116.

17. Abel, M.; Knapp, H.: Prozessbeschreibung FSF 120 t „Severstal". Teil 4.1 -Sauerstoff. //VAI Fuchs, 2004. S. 11.

18. Кривандин B.A., Неведомская И.Н. и др.: Металлургическая теплотехника, часть 1. М.: Металлургия, 1986. С. 335-345.

19. Кривандин В.А., Неведомская И.Н. и др.: Металлургическая теплотехника, часть 2. М.: Металлургия, 1986. С. 255-265.

20. Григорьева В.А., Зорина В.М.: Теоретические основы теплотехники -Теплотехнический эксперимент Справочник. Книга 2; 2-е издание, переработанное. М.: Энергоатомиздат, 1988. С. 249-257.

21. Hering, E.; Martin, R.; Stohrer, M.: Physik für Ingenieure. // Springer, 9. Auflage, 2004. Berlin, Heidelberg, New York, Hongkong, London, Mailand, Paris, Tokio. S. 214-217.

22. Wagner, W.: Wärmeübertragung. //Vogel Fachbuch Kamparth-Reihe. Würzburg, 5. überarbeitete Auflage, 1998. S. 147-160.

23. Wagner, W.: Wärmeübertragung. //Vogel Fachbuch Kamparth-Reihe. Würzburg, 5. überarbeitete Auflage, 1998. S. 151-152.

24. Григорьева B.A., Зорина B.M.: Теоретические основы теплотехники -Теплотехнический эксперимент Справочник. Книга 2; 2-е издание, переработанное. М.: Энергоатомиздат, 1988. С. 257-263.

25. Wagner, W.: Wärmeübertragung. // Vogel Fachbuch Kamparth-Reihe. Würzburg, 5. überarbeitete Auflage, 1998. S. 161-173.

26. Григорьева B.A., Зорина B.M.: Теоретические основы теплотехники -Теплотехнический эксперимент Справочник. Книга 2; 2-е издание, переработанное. М.: Энергоатомиздат, 1988. С. 205-230.

27. Hering, Е.; Martin, R.; Stoher, М.: Physik für Ingenieure. // Springer, 9. Auflage, 2004. Berlin, Heidelberg, New York, Hongkong, London, Mailand, Paris, Tokio. S. 208-214.

28. Wagner, W.: Wärmeübertragung. //Vogel Fachbuch Kamparth-Reihe. Würzburg, 5. überarbeitete Auflage, 1998. S. 61-116.

29. Григорьева B.A., Зорина B.M.: Теоретические основы теплотехники -Теплотехнический эксперимент Справочник. Книга 2; 2-е издание, переработанное. М.: Энергоатомиздат, 1988. С. 226-228; 230-231.

30. Bohl, W.: Technische Strömungslehre. // Vogel Fachbuch Kamparth-Reihe. Würzburg, 11. durchgesehene Auflage, 1998. S. 115-118.

31. Киселёв А.Д., Тулуевский Ю.Н., Зинуров И.Ю.: Повышение эффективности газоудаления дуговых сталеплавильных печей. М.: Металлургия 1992. -С. 11-20.

32. Heinen К.-Н.: Elektrostahl-Erzeugung Staub und Abgas. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 710-712.

33. Petersen, K.; Kahnwald, H.: Direkterfassung der staubhaltigen Abgase von Elektrolichtbogenöfen bei der Erzeugung hochchromlegierter Stähle sowie deren Entstaubung mit Gewebefilter. Stahl und Eisen 93, 1973. S. 910-914.

34. Kahnwald, H.; Etterich, O.: Ermittlung von Menge, Zusammensetzung und Temperatur des Abgases sowie Staubentwicklung beim Einschmelzen und beim frischen mit gasförmigem Sauerstoff an einem 15-t-Lichtbogenofen. Stahl und Eisen 83, 1963. S. 1067-1070.

35. Baum, K.; Hahn, F.-A; Brüderle, E.-U.; Urban, G.: Rauchgasentstaubung von Lichtbogenöfen. Stahl und Eisen 84, 1964. S. 1497-1505.

36. Kirschen, M.; Velikorodov, V.; Pfeifer, H.: Entstaubung von Lichtbogenöfen in der Stahlindustrie. Chemie Ingenieur Technik 2003, 75, Nr. 11. S. 8-10.

37. Heinen K.-H.: Elektrostahl-Erzeugung CO-Nachverbrennung im Lichtbogenofen. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 492-498.

38. Pluschkell, W.: Kontaktstudium Metallurgie und Eisen. Goslar-Hahnenklee, September 1994.

39. Abel, M.; Knapp, H.: Prozessbeschreibung FSF 120 t „Severstal". Teil 4.1 -Sauerstoff. INAI Fuchs, 2004. S. 27-29.

40. Friedacher, A.; Kepplinger, W.: Abgasreinigung für EAF. MUL Institut für Verfahrenstechnik des industriellen Umweltschutzes. Österreich, Montanuniversität Leoben, 2000. S. 1-6.

41. Ehle, J.: Neuere Entwicklungen des Drehstrom-Lichtbogenofens. IFB Institut für Bildung. 25. Seminar Elektrotechnik des Lichtbogenofens. Kehl, Oktober 2001. S. 6-7.

42. Knoth, V.: Betriebshandbuch der Abgasreinigungsanlage SWG-Abgas, Schweiz. Fuchs Systemtechnik GmBH, Rev. 02. Willstätt-Legelshurst. 2000. S. 10.

43. Knoth, V.: Operation Manual Finger Shaft Furnace NERVACERO. Spain. Fuchs Systemtechnik GmbH, Willstätt-Legelshurst. 1998. P. 9.

44. Киселёв А.Д., Тулуевский Ю.Н., Зинуров И.Ю.: Повышение эффективности газоудаления дуговых сталеплавильных печей. М.: Металлургия, 1992. -С. 6-11.

45. Поволоцкий Д.Я., Рощин В.Е., Мальков Н.В.: Электрометаллургия стали и ферросплавов. 3-е издание, переработанное и дополненное. М.: Металлургия, 1995 г., с. 275-286; 323-331.

46. Heinen К.-Н.: Elektrostahl-Erzeugung Stoff- und Energiebilanz. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 124.

47. Pfeifer, H.: Erstellung einer Massen-, Energie- und Exergiebilanz für den 100-t-UHP-Elektroofen der Krupp Stahlwerke Südwestfallen. Diplomarbeit, Fachbereich Maschinentechnik, Universität GH Siegen, 1980.

48. Voj, L.; Aktuelle Forschungsvorhaben der Arbeitsgruppe Lichtbogentechnik. RWTH Aachen, Institut für Industriebau und Wärmetechnik. Internet-Veröffentlichung der Fakultät für Georessourcen und Materialtechnik, 2008. S. 1-3.

49. Hoinkis, J.; Lindner, E.: Chemie für Ingenieure Organische Verbindungen. WILEY-VCH. Zwölfte Auflage, 2001. S. 285-343.

50. Lehner, J.; Friedacher, A.; Gould, L.; Fingerhut, W.: Low-Cost Solution for the Removal of Dioxin from EAF Offgas. Leoben University of Mining and Matallurgy Leoben/Austria. Nota Technical. S. 67-70.

51. Kaiser, E; Lehner, J,; Bourge, M,; Knoth, V.: „Emission Control for Arc Furnace Technology", METEC Congress 1999, Düsseldorf, June 13-14. 6th European Electric Steelmaking Conference. Pgs. 98-102.

52. Steger, P.L.; Friedacher, A.; Lehner, J.; Gebert, W.: „Waste-Gas Purification and Waste-Free Plant Concept for EAF", Middle East Steel Congress, May 23-25.1999. Saudi-Arabien, Qatar. Pgs. 1-12.

53. Werz, H.J.; Otto, J.; Rengersen, J.: "Environmental protection in iron ore sintering by waste gas recirculation", Environmental protection, MPT International, 4/1995. Pgs. 120-126.

54. Esser-Schmittman, W.; Wirling, J.: „Implementation of Prozess-lntergrated Waste Gas Cleaning Using Activated Lignite", Paper presented at the "Hazardous Waste Combustion Specialty Conference", Kansas City, Kansas/USA.

55. Haissig, M,; Lehner, J.; Glitz, Т.; Knoth, V.: „Waste Gas Management". AISE Conference, Sept. 23-26, 2001. Cleveland, Ohio/USA.

56. Huang, H.; Buekens, A.: „Chemical kinetic modeling of PCDD formation chlorphenol catalysed by incinerator fly ash". Chemosphere 41, 2000. Pgs. 943-951.

57. Weiss, D.: Minderung der Dioxin- und Furanemissionen bei der Elektrostahlerzeugung. VDI Berichte, Nr. 1298, 1996. S. 287-300.

58. Hoinkis, J.; Lindner, E.: Chemie für Ingenieure Aromatische Kohlenwasserstoffe. WILEY-VCH. Zwölfte Auflage, 2001. S. 295-303.

59. Fischer, H.; Ruiu, M.; Romelot, P.: E.A.F. External Post combustion: A new concept to destroy organics and remove recyclable dust. METEC Congress 1999, Düsseldorf, June 13-14. 6th European Electric Steelmaking Conference. Pgs. 103-106.

60. Wappel, D.; Böhmer, S.; Clara, M.: Leitfaden für die Durchführung der PRTR-Berichtspflicht. Bundesministerium für Wirtschaft und Arbeit. Report REP-0154. Wien, 2008. ISBN 3-85457-962-4. S. 78-85.

61. Tang, X.: Anwendung der CFD zur Berechnung der Nachverbrennung von Abgasen in Entstaubungssystemen von Lichtbogenöfen. GRIPS Media GmbH. Band 1/2003. ISBN 1616-9529; 3-937057-00-5. S. 5-10.

62. Mees, H.: Erstellung von Massen- und Energiebilanzen für den 150 t Lichtbogenofen des Werkes Bochum der Krupp Thyssen Nirosta GmbH, Diplomarbeit, Institut für Industrieofenbau und Wärmetechnik, RWTH Aachen, 2000.

63. Antoine, J.; Gros, B., Romelot, P.: Scrap recycling routes, how to optimize them for the environment, Proc. Of the ENCOSTEEL, Stockholm, Schweiz, 16.-17.06.1997, Pgs. 94-107.

64. Birat, J.P.; Arion, A.; Baronnet, F.; Marquaire, P.M.; Rambaud, P.: Abatement of organic emissions in EAF-exhaust flue gas, Proc. of the 58th electric furnace conference, Orlando, USA, 12.-15.11.2000. Pgs. 103-116.

65. Tang, X.: Anwendung der CFD zur Berechnung der Nachverbrennung von Abgasen in Entstaubungssystemen von Lichtbogenöfen. GRIPS Media GmbH. Band 1/2003. ISBN 1616-9529; 3-937057-00-5. S. 20-23.

66. Fischer, H.; Ruiu, M.; Romelot, P.: EAF external post combustion: a new concept to destroy organics and remove recyclable dust, Proc. of 6th European electric steelmaking conference, Düsseldorf, 13.-15.06.1999. Pgs. 104.

67. Werner, C.: Control of orgaic micropollutants from the EAF, Proc. of the ENCOSTEL, Stockholm, Schweiz, 16.-17.06.1997. Pgs. 247-255.

68. Hasberg, W.; Römer, R.: Organische Spurenschadstoffe in Brennräumen von Anlagen zur thermischen Entsorgung, ehem. -ing. -tech., Vol. 60 (1988), S. 435-443.

69. Hoinkis, J.; Lindner, E.: Chemie für Ingenieure Kunststoffrecycling. WILEY-VCH. Zwölfte Auflage, 2001. ISBN 3-527-30279-4. S. 393.

70. Kohler, H. Stuttgart; Nieder, W. Linz: Metallurgisches Recycling als Alternative zum Shredderprozess inkl. zugehöriger thermischer Verwertung und entsprechendem Schmelzprozess. VDI Berichte Nr. 934, 1991. S. 223-225, 234-235, 241.

71. Schubert, H. Linz; Kohler, H. Stuttgart: Metallurgisches Recycling von Altfahrzeugen. Ein Stahl-Schmelzverfahren. Bergakademie Freiberg, 1995. S. 75-76.

72. Nieder, W.: Das «Total-Recycling von Altfahrzeugen", Teil 9.2. Berichte der gemeinsamen Vollsitzung der Fachbereiche „Rohstoffe und Metallurgie" sowie „Werkstofftechnik" am 30 Januar 1992. Bergakademie Freiberg. S. 7-11, Bild 3-5.

73. Mietz, J.; Brühl, M.; Oeters, F.: Stand der Verfahrenstechnik für das Einschmelzen von Schrott mit fossiler Energie. Stahl und Eisen 110 (1990) Nr. 7. S. 109-116.

74. Anonym. The Tula process for converter steelmaking using a 100 % scrap charge. Steel Times 215 (1987) Nr. 7. S. 346 (siehe auch Stahl und Eisen 104 (1984) Nr. 4. S. 196).

75. Schäfer, H.: Results of the Tula process after 4 campaigns of operation and the outlook for the future. Pers. Mitteilung der Krupp Industrietechnik.

76. Maschler, H.; Degenhardt, R.; Dorst, H.R.; Müller, F.; Lahr, J.; Richter, E.: Erfahrungen bei der Erhöhung des Schrottanteils im Konverter. Neue Hütte 32 (1987) Nr. 1. S. 1-4 sowie Nr. 6. S. 201-207.

77. Braun, I.: Die Verbrennung von Kohlenwasserstoffen in C02-02- sowie H20-02-Gemischen. Institut für Angewandte Thermo- und Fluiddynamik. Projekt Schadstoff-und Abfallarme Verfahren. Forschungszentrum Karlsruhe GmbH. 1998. S. 1-146.

78. Dr. Wittsiepe, J.: Arbeitsgruppe Dioxin. Dioxin-Information. Experimentelles Informationssystem im Hypertext zu Umweltgiften. Wissenschaftsladen Dortmund. S. 2.

79. Wikipedia. Polychlorierte Dibenzodioxine und Dibenzofurane. Emissionen. Europäisches Schadstoffemissionsregister, Daten für 2004. S. 4, 6-7.

80. Hoinkis, J.; Lindner, E.: Chemie für Ingenieure Polycloroerte Biphenyle (PCB). Sauerstoffhaltige Heterocyclen. WILEY-VCH. Zwölfte Auflage, 2001. ISBN 3-52730279-4. S. 302-303, 326, 538, 594-598.

81. Ballschmiter, K.; Bacher, R.: „Dioxine; Chemie, Analytik, Vorkommen, Umweltverhalten und Toxikologie der halogenierten Dibenzo-p-dioxins und Dibenzofurane". ISBN: 3-527-287GH-X. VCH-Weinheim, 1984. S. 197-198, 205-206.

82. Ballschmiter, K.; Bacher, R.: „Dioxine; Chemie, Analytik, Vorkommen, Umweltverhalten und Toxikologie der halogenierten Dibenzo-p-dioxins und Dibenzofurane". ISBN: 3-527-287GH-X. VCH-Weinheim, 1996. S. 3-4, 7, 15, 81, 92-113, 129-133, 277-278.

83. Hasberg, W.; Römer, R.: Organische Spurenschadstoffe in Brennräumen von Anlagen zur thermischen Entsorgung. Chem. -Ing. -Technik 60. 1988. S. 435-443.

84. Stieglitz, I.; Vogg, H.: „On formation conditions of PCDD/PCDF in fly ash from municipal waste incinerators". Chemosphere 16. S. 1917-1922.

85. Miller, H.; Marklund, S.; Bjerle, I.; Rappe, C.: "Correlation of incinerators parameters for the destruction of polychlorinated dibenzo-p-dioxins". Chemosphere 18.1989- S. 1485-1494.

86. Hasselrijs, F.: "How control of combustion emissions and ash residues from municipal solid waste can minimize environmental risk". AICHE Symposium Serie 84(265), Resource Recovery Municipal Solid Waste. 1988- Pgs. 154-167.

87. Hoinkis, J.; Lindner, E.: Chemie für Ingenieure. 5.5 Homogene und heterogene Gasgleichgewichte. WILEY-VCH. Zwölfte Auflage, 2001. ISBN 3-527-30279-4. S. 157-167, 265-268.

88. Abel, M.; Knapp, H.: Prozessbeschreibung FSF 120 t „Severstal". Teil 2 Overall Prozess and Plant Decription. //VAI Fuchs, 2008. S. 6-16.

89. Heinen K.-H.: Elektrostahl-Erzeugung. 2.9 Stoff- und Energiebilanz. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 112-127.

90. Baillet, G.; Lemiere, F.; Moriametz, G.; Le Coq, X.; Roth, J.L.; Russo, P.: Scrap Quality Control and Optimum Use in Usinor-Sacilor's EAF's. 5th European Electric Steel Congress, Paris, June 19-23, 1995.

91. The Electric Arc Furnace. International Iron and Steel Institute, Brussels, 1990.

92. Tuluevski, J.; Sinurov, I.; Fleisher, A.: New conception of energy optimization of electric steel-making Two stage process in fuel arc furnace (FAF). Proceeding of 6th European electric steelmaking conference, Düsseldorf, 13.-15.06.1999. Pgs. 228-233.

93. Pfeifer, H.: Energiebilanzen des Drehstrom-Lichtbogenofens. IFB Institut für Bildung. 25. Seminar Elektrotechnik des Lichtbogenofens. Kehl, 17-20 Oktober 2001. S. 7-18.

94. Simoes, J.-P.; Kirschen, M.; Pfeifer, H.: Thermodynamische Analyse des elektrischen Energiebedarfs von Lichtbogenöfen in der Stahlindustrie. Elektrowärme International. Heft 1/2005 März. S. 38-45.

95. Sommer, F.; Plöckinger, E.: Elektrostahlerzeugung. 2 Auflage, Verlag Stahleisen, Düsseldorf, 1964.

96. Pfeifer, H.: Energietechnische Untersuchung der Plasmatechnik bei der Stahlerzeugung. Verlag Stahleisen, Düsseldorf, 1992.

97. Heinen K.-H.: Elektrostahl-Erzeugung. 9 Lichtbogenofen als Schmelzaggregat. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 476-478.

98. Klein, K.-H.; Haas, J.; Schindler, J.E.; Bleimann, K.; Hornby-Anderson, S.; Bermel, C.; Perrin, N.: The rapid melting technology at BSW. McMaster Symposium, Hamilton, May 1944.

99. Manzocco, I.; Rizzani, L.; Cuberli, P.: Ferriere Nord EAF Prozess. EFF 94 (European Fast Furnaces), Milano, April 1994.

100. Clayton, J.; Ehle, J.; Twiselton, J.; Knapp, H.: The Sheernes Shaft Furnace. 4th EEC Proc., Madrid, November 1992.

101. Beirer, M.: Le nouveau four double cuve avec shaft dela S.A.M., Montereau EFF 94 (European Fast Furnaces), Milano, April 1994.

102. Heinen K.-H.: Elektrostahl-Erzeugung. 6.4 Wärmeübertragung und Wirkungsgrad von Zusatzbrenner. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 341-344, 488-489.

103. Bergmann, K.; Gottardi, R.: Design Criteria for the Modern UHP Electric Arc Furnace with Ausxiliaries. Ironmaking and Steelmaking, 1990. Vol. 17, Nr. 4. S. 282-286.

104. Schönfelder, G.; Pearce, J.; Kunce, G.: Applicatio of State -of-the-Art Technology for Modernization of Electric Arc Furnace Plants. S. 929-938.

105. Jones, J. A. T.: Increased EAF Productivity through Increased Operating Efficiency. Electric Furnace Conference Proceedings, 1993. S. 97-104.

106. Klein, K.-H.; Paul, G.; Köster, V.: The application of progressive energy-saving measures at Badische Stahlwerke AG (BSW). MPT-Metallurgical Plant and Tecjnology (1986) 1. S. 44-52.

107. Kishida, T. u. a.: Scrap Preheating by Exhaust Gas from Electric Arc Furnace. Iron and Steel Engineer (1983) 11. S. 54-61.

108. Schermer, K.: Verminderung des Einschmelzstromverbrauches des Lichtbogenofens durch Ausnutzung der im Abgas enthaltenen Wärme zum Schrottvorwärmen. Elektrowärme International 39 (1981) B3. S. 138-142.

109. Tomizawa, F.; Howard, E. C.: Scrap Preheating with a Clean House Enclosure and Associated Operation Benefits. Iron and Steelmaker (1985) 11. S. 30-42.

110. Kimura, S. u. a.: Effect of Scrap Preheater on the Operation of Electric Furnaces. SEASI Quarterly (1983) 1. S. 43-52.

111. Watanabe, H. u. a.: Scrap Preheater for Electric Arc Furnace. Iron and Steel Engineer (1983) 4. S. 45-50.

112. Ehle, J.: Neuere Entwicklungen des Elektrolichtbogenofens. VDEh-Seminar „Elektrotechnik des Lichtbogenofens", Hamburg, 1996.

113. Scholz, R.; Weichert, C.: Persönliche Mitteilung. Institut für Energieverfahrenstechnik und Brennstofftechnik. TU Clausthal.

114. Tang, X.: Anwendung der CFD zur Berechnung der Nachverbrennung von Abgasen in Entstaubungssystemen von Lichtbogenöfen. 2.4.4. Anforderungen an Nachverbrennungsanlagen. GRIPS Media GmbH. Band 1/2003. ISBN 1616-9529; 3-937057-00-5. S. 23.

115. Ehle, J.: Elektrotechnik des Lichtbogenofens, VDEh-Weiterbildung, Seminar 56/98, Luxemburg, Oktober 1998.

116. Heinen K.-H.: Elektrostahl-Erzeugung. 6.4.5. Schrottvorwärmung. 4., völlig neu bearbeitete und erweiterte Auflage. Stahl und Eisen, Düsseldorf, 1997. S. 354361.

117. Thieleker, К. H.: Erfahrungen mit einer Vorwärmanlage für einen 100 t Lichtbogenofen. Stahl und Eisen 90 (1970), Nr. 10. S. 526-529

118. Schoenmaker, O. D.: Betriebsergebnisse einer Schrottvorwärmanlage mit feuerfest ausgekleideten Schrottkörben. Stahl und Eisen 90 (1970). S. 530-534.

119. Hellinghaus, M.: Stahlezeugung im Lichtbogenofen. 7.2 -Schrottvorwärmanlagen. Verlag Stahleisen, 3. Auflage, Düsseldorf, 1994. ISBN 3514-00502-8. S. 40-44.

120. Jones, J.A.T.; Bowman, В.; Lefrank, P.A.: Electric Furnace Steelmaking. Chapter 10. 10.9.1 Scrap Preheating. The AISE Steel Foundation, Pittsburgh, PA. 1998. S. 629-660.

121. Hong, Xin: Simulation und Optimierung der Schrottvorwärmung für anschließende Schrottschmelzverfahren. Diss. RWTH Aachen 1992.

122. Trentini, В.; Vayssiere, P.; Roeder, D.C.: Technology and Metallurgy of the OLP-Process. Journal of Metals, August 1962. S.579-583.

123. Thomas, C. G.; Campbell, G. M.; Laws, W. R.: High-Temperature Scrap Preheating. Journal of the Iron and Steel Industry, (1970), 1. S. 28-35.

124. Watanabe, H.; Iguchi, M.; Maki, Т.: Scrap preheater for electric furnace. AISE-Konferenz 1982 Jahrestagung vom 27. -29. September 1982, Chicago, USA.

125. Kimura; Iguchi, S. M.; Othani, Т.; Maki, Т.: Effect of scrap preheater on the operation of the electric furnaces. SEAISI-Konferenz vom 6.-10. September 1982. Thailand.

126. Neumann, F.; Len, H.; Pfach, R.; Bruza, U.: Das BBC-Bruza-Verfahren zum Schmelzen von Stahl. Stahl und Eisen 85 (1975). Nr. 1. S. 16-23.

127. Hoffmann, K.: SKF-Pharmatechnologie für die Metallurgie. Fachberichte Hüttenpraxis Metallweiterverarbeitung, 21 (1983), 9. S. 561.

128. Vallomy, J.A.: Consteel Operational Plants and New Projects. 1993. AISE Annual Convention and Iron and Steel Exposition. Pittsburgh, Sept. 20-23, 1993.

129. Смоляренко В. Д.: 1.3 Электроплавка с непрерывной загрузкой шихты. Институт «АО ВНИИЭТО». Москва - июнь 2006 г. С. 22-39.

130. Clayton, J.; Ehle, J.; Twiselton, J.; Knapp, H.: The Sheerness shaft Furnace. 4th European Electric Steel Congress, Nov. 3.-6., Madrid.

131. Erichsen, K.; Overgaard, J.; Naaby, H.: The Shaft Furnace of Danish Steel Works Ltd. 4th European Electric Steel Congress, Nov. 3.-6., Madrid, Spain.

132. Jones, Huw: Scrap holds key to saving at Sheerness. MBM March 1992.

133. Patent COSS. Internationale Veröffentlichungsnummer WO 2005/052481 A1. S. 1-20.

134. Bohl, W.: Technische Strömungslehre. // Vogel Fachbuch KamparthReihe. Würzburg, 11. durchgesehene Auflage, 1998. S. 123-148, 199-204, 287, 308.

135. Hering, E.; Martin, R.; Stohrer, M.: Physik für Ingenieure. // Springer, 9. Auflage, 2004. Berlin, Heidelberg, New York, Hongkong, London, Mailand, Paris, Tokio. S. 121-130.

136. Intensiv-Filter GmbH & CO KG. Taschenbuch Entstaubungstechnik. 3. Auflage, 1989. Druckhaus Ley + Wiegandt Wuppertal. S. 40-85.

137. Friedacher, A.: Untersuchungen zur Reduktion der Dioxin/Furan Emissionen in Abgasen von Elektrolichtbogenöfen. Institut für Verfahrenstechnik des Industriellen Umweltschutzes. Dissertation. Montanuniversität Leoben, 11. Februar 2004. S. 127-128.

138. Григорьева B.A., Зорина B.M.: Теоретические основы теплотехники -Теплотехнический эксперимент Справочник. Книга 2; 2-е издание, переработанное. М.: Энергоатомиздат, 1988. С. 231-233.

139. Wagner, W.: Wärmeübertragung. // Vogel Fachbuch Kamparth-Reihe. Würzburg, 5. überarbeitete Auflage, 1998. S. 102-116.

140. VoluwvtrM 120 ООО Na'/h ElrttriUsUflfwabjr 1100'C — EnargiwtolHnlM «<)и1«.М,ЗЗУ» b»fjl«lnl»lt-CutliC «fjiv.34.®«

141. VtluMnetm MOOOONt'/h ' — Eintritte tMperetir ГОО'С -• EMrjlUflholt-lnUt iquilr.(l,S9W EwjKlrMU-OutUc «qiiv.&SM

142. Abkühlung In со. 56b Langer ВLechLeitung ео.ЭО'С Btenperotur der DEC Abgase In die ШвсЬкаиег еа.БОО'С Handteaperotur der BLechUI tung(an Eintritt)*ax.460'C50