一种燃煤电站入炉煤低位发热量的实时辨识方法

摘要

本发明提供了一种燃煤电站入炉煤低位发热量的实时辨识方法，步骤包括：1、根据锅炉运行设计规程获得锅炉结构参数，从DCS控制系统的实时数据库读取给定时刻下的运行工况测点实时值；2、基于工质物性参数库和烟气物性参数库计算工质的比焓和密度及烟气的比热和密度；3、基于主汽调门开度和主蒸汽质量流量的关系模型修正主蒸汽质量流量；4、根据锅炉侧全流程机理模型分别计算对应的锅炉侧各部分能量输出和该给定时刻下的总能量输出；5、建立给煤机给煤质量流量与入炉煤质量流量之间的传递函数模型；6、建立入炉煤质量流量与总能量输出的传递函数模型。本发明用于在线辨识入炉煤低位发热量，具有燃烧和配煤优化的应用潜力。

说明书

技术领域

本发明涉及火力发电控制领域的一种入炉煤低位发热量实时辨识方法，具体地， 涉及一种基于电站锅炉侧机理模型和DCS实时数据的入炉煤低位发热量实时辨识方 法。

背景技术

燃煤火力电站是我国电力工业的主体，也是节能减排的重点领域。由于我国采煤、 运输、煤价的多元化，大部分电厂都面临入炉煤质频繁波动这一影响全流程安全高效运 行的瓶颈问题。衡量煤质的一个重要指标是低位发热量，低位发热量定义为单位质量的 煤完全燃烧所能产生的热量。低位发热量的改变直接影响燃煤在炉膛的发热量从而打破 全流程的能量平衡。如果发热量升高而未及时减煤，则锅炉侧总能量输入高于额定输出， 导致短时单位发电量煤耗上升；如果发热量下降而又未及时补充燃煤，则将直接导致机 组短时出力下降和负载跟踪精度下降。若入炉煤低位发热量能够实时测量，则对于配煤 工段而言相当于有了反馈信号，可用于指导配煤的优化；对于机炉协调而言就可及时校 核煤种，实施补偿控制。

然而，我国大部分燃煤电站煤质离线化验分析值的采样分析周期长达6-8小时，不 能作为实时控制(如给煤量前馈补偿)的依据。煤质变化后往往要等到主蒸汽压力发生明 显改变时才能被“感知”，随后通过锅炉主控系统调节一次风流量以增加/减少入炉煤量， 上述过程响应缓慢，整个干扰平抑过渡过程耗时可达15-30分钟。这样，若实际入炉煤 低位发热量的变化周期为小时级，则整个生产就可能处于持续波动状态，严重影响发电 企业生产的经济性和平稳安全性。鉴于国内300MW以上亚临界机组不同程度地长年承 受煤质频繁变化的困扰，急需入炉煤低位发热量快速辨识技术的支撑，以提高控制品质。

经过对现有技术的检索，刘福国（刘福国.电站锅炉燃煤元素分析和发热量的辨识实 时监测技术.中国电机工程学报.25(6)，139-144，2005）提出了基于动态元素平衡的燃 煤元素分析和发热量辨识方法，并将其成功应用于300MW机组，低位发热量预测精度 较高。不过，该方法需要排烟成分的实时测量并需要进行灰分校正。美国热电(Thermo  Electron,现名Thermo Fisher Scientific Inc.)基于快速中子活化分析(PGNAA-Prompt  Gamma Neutron Activation Analysis)开发了给煤元素分析仪，通过软件计算实时低位发热 量，但它涉及放射源的应用和管理，另外该产品价格和长期维护成本较高，在国内远未 得到推广应用。

发明内容

针对现有技术中的缺陷，本发明的目的是提供一种电站入炉煤低位发热量实时辨 识方法，该方法充分利用DCS控制系统实时数据，结合锅炉侧全流程机理模型实时仿 真构建动态质量和能量平衡关系，进而获得入炉煤低位发热量；利用低位发热量实时辨 识值对入炉煤质量流量进行补偿控制，显然有助于火电机组的安全平稳生产和热效率优 化。

为实现以上目的，本发明提供一种电站入炉煤低位发热量实时辨识方法，该方法 包括以下步骤：

步骤一、根据锅炉运行设计规程，获得锅炉以下结构参数：各级换热器管道沿工质 流动方向的总长度、截面积分布、换热器金属壁质量；从DCS控制系统的实时数据库 里读取给定时刻下的运行工况实时数据，具体包括：汽包压力、主蒸汽质量流量、热再 热蒸汽质量流量、省煤器出口给水质量流量、各级换热器测点处的工质温度和压力、换 热器金属壁温度、烟道出口引风机处的排烟温度、体积流量、锅炉负荷和环境大气压力；

步骤二、根据工质物性参数库及汽包压力，计算该给定时刻下汽包出口饱和蒸汽比 焓和密度，同时设各级换热器相邻关键测点之间工质的温度、压力呈线性分布，并按固 定离散化长度将各级换热器划分为一系列离散微元，计算各微元的工质比焓和密度；根 据烟气物性参数库及尾烟气温度、压力、大气压力，计算该给定时刻下尾烟气的比热和 密度；

步骤三、基于主汽调门开度和主蒸汽质量流量的关系模型，根据实时主汽调门开度 修正主蒸汽质量流量，具体地：基于主汽调门开度和主蒸汽质量流量特性、调门组的 DCS实测数据以及过热通道各级换热器和汽包的动态特性，及时修正主蒸汽质量流量表 观测量值，从而获得与实际入炉煤量和给水流量相匹配的主蒸汽质量流量；

步骤四、根据锅炉侧全流程机理模型，分别计算对应的锅炉侧各部分能量输出和总 能量输出，其中入炉煤完全燃烧产生并传递的总能量Q_sum去向分为两部分：第一部分为 锅炉体系有效利用热量Q₁，可进一步分解为水冷壁吸热量Q_slb和各级换热器，包括各级 过热器、再热器、省煤器换热量Q_heatex；第二部分为热损失，可进一步分解为排烟热损 失能量Q₂、化学不完全燃烧热损失能量Q₃、机械不完全燃烧热损失能量Q₄、锅炉散热 损失能量Q₅、灰渣物理热损失能量Q₆；锅炉散热损失能量Q₅在总能量中所占比例为q₅， q₅通过经验公式很容易得到，因此入炉煤完全燃烧产生并传递的总能量Q_sum可表示为：

Q_sum=(Q_heatex+Q_slb+Q₂+Q₃+Q₄+Q₆)/(1-q₅)  (1)

步骤五、建立给煤机给煤质量流量与入炉煤质量流量之间的传递函数模型，获得入 炉煤质量流量；

步骤六、将燃煤入炉至以主蒸汽为主的能量输出之间相位关系分解为煤粉在炉膛内 燃烧和燃烧热向工质传递两个过程，进而建立入炉煤质量流量与总能量输出之间的相位 关系传递函数模型，通过参数辨识获得与该给定时刻下总能量输出相对应的入炉煤质量 流量及低位发热量。

优选地，步骤三中，所述主汽调门开度和主蒸汽质量流量特性，是指主汽调门开 度与主蒸汽质量流量对应的分段式非线性函数关系。所述修正主蒸汽质量流量D_ms的方 法是：

$D_{\mathrm{ms}}=\underset{n=1}{\overset{5}{\Sigma }}\frac{\mathrm{\alpha f}\left(L_n\right)p_0}{\sqrt{T_0}}---\left(2\right)$

式中，α为模型参数，f(﹒)表示主汽调门的开度-质量流量特性，L_n表示修正后的主 汽调门开度，p₀表示主蒸汽压力，T₀表示主蒸汽温度；

其中：

L_n(k)=ΔL_n(k)+L_n0  (3)

$\frac{\Delta L_n\left(s\right)}{{\mathrm{\Delta L}}_{\mathrm{ms}}\left(s\right)}=\frac{1}{1+\mathrm{Ts}}---\left(4\right)$

式(4)的差分形式为：

${\mathrm{\Delta L}}_n\left(k\right)={\mathrm{\Delta L}}_n(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}}+{\mathrm{\Delta L}}_{\mathrm{ms}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}})---\left(5\right)$

式中，ΔL_ms为实时反馈的主汽调门开度增量；ΔL_n表示修正后的主汽调门开度增 量；L_n0表示工况变化前的主汽调门开度；s表示拉普拉斯算子；T表示主蒸汽压力控制回 路和制粉系统的等效时间常数；Δt为采样周期；k为当前给定时刻，k-1为前一时刻。

优选地，步骤四中，所述锅炉侧全流程机理模型包括：水冷壁吸热量计算模型、 各级过热/再热器换热量计算模型、省煤器换热量计算模型、热损失计算模型；具体地：

所述水冷壁吸热量计算模型，通过建立汽包、下降管、水冷壁组成的整个汽水系统 的能量和质量动态机理模型计算得到；

所述各级过热/再热器换热量计算模型，是设各级过热/再热换热器相邻测点之间工 质的温度、压力呈线性分布，并以固定离散化长度管段划分微元，根据质量、能量动态 衡算方程，求得各级过热/再热换热器换热量；

所述省煤器换热量计算模型，因省煤器中水为液态，可压缩性很小，能量几乎不会 蓄积，故采用能量稳态衡算模型计算；

所述热损失计算模型，用于计算各部分热损失，模型采用经验公式。

更优选地，步骤四中，所述各级过热/再热换热器换热量计算模型为：

质量动态衡算方程：

$\mathrm{dD}=D\left(k\right)-D(k-1)=\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i\left(k\right)A_i·0.1-\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i(k-1)A_i·0.1---\left(6\right)$

$D_{\mathrm{in}}=\frac{\mathrm{dD}}{\mathrm{dt}}+D_{\mathrm{out}}---\left(7\right)$

式中，D为过热/再热换热器系统中工质总质量流量，ρ_i为过热/再热通道第i个离散 微元内工质的密度，A_i为过热/再热通道第i个离散微元的等效流通面积，D_in、D_out分别 为过热/再热通道入口、出口蒸汽质量流量，dt为对时间t的微分。

能量动态衡算方程：

$\left(\begin{array}{c}\mathrm{dE}=E\left(k\right)-E(k-1)=\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i\left(k\right)h_i\left(k\right)A_i·0.1-\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i(k-1)h_i(k-1)A\left(i\right)·0.1\\ +c_{\mathrm{metal}}{M}_{\mathrm{metal}}·{\mathrm{dT}}_{\mathrm{metal}}\end{array}\right)---\left(8\right)$

$Q=\frac{\mathrm{dE}}{\mathrm{dt}}+D_{\mathrm{out}}{h}_{\mathrm{out}}-D_{\mathrm{in}}{h}_{\mathrm{in}}---\left(9\right)$

式中，E为过热/再热通道工质总能量，h_i为过热/再热通道第i个离散微元内工质的比 焓，c_metal、M_metal和ΔT_metal为过热/再热通道金属壁的比热、总质量和金属壁温度增量，Q 为过热/再热通道工质从烟气获得的能量，h_in、h_out分别为过热/再热通道入口、出口蒸汽 比焓。

更优选地，步骤四中，所述省煤器换热量计算模型可以通过能量衡算得到

Q_sm=D_fw·(h'_out-h_i'_n)  (10)

式中，D_fw为给水质量流量，h’_in和h’_out分别为省煤器入口给水比焓和省煤器出口给 水比焓。

更优选地，步骤四中，所述热损失计算模型，其中各部分热损失采用经验公式 计算得到，具体地：

Q₂=K₁(Q_py-Ql_f)  (11)

Q₃=0  (12)

Q₄=Q_cc·(G_fh·C_fh+G_lz·C_lz)  (13)

$q_5=5.82·{\left(D_e\right)}^{-0.38}·\frac{D_e}{D}---\left(14\right)$

Q₆=c_fh·G_fh·t_fh+c_lz·G_lz·t_lz  (15)

式中：K₁是入炉煤固体未完全燃烧修正值，Q_py是排烟能量，Ql_f是冷空气能量，Q_cc表示碳的低位发热量，Q_cc=32.7MJ/kg，G_fh、G_lz分别是飞灰和炉渣的质量流量，C_lz是炉 渣的含碳量，C_fh是飞灰含碳量，D_e是锅炉的额、定蒸发量，D是实际蒸发量，与主蒸汽 质量流量相等，c_fh、c_lz分别是飞灰和炉渣的比热容，t_fh、t_lz分别是飞灰和炉渣的温度；

上述所涉参数通过下式获得：

K₁=1-q₄  (16)

q₄=A_ad·A_fh·C_fh/F_cad  (17)

Q_py=c_py·ρ_py·V_py·(t_py+273.15)  (18)

Ql_f=cl_f·ρl_f·Vl_f·(tl_f+273.15)  (19)

c_fh=0.71+0.000502·t_fh  (20)

c_lz=0.71+0.000502·t_lz  (21)

式中，q₄是入炉煤固体未完全燃烧热损失百分比，A_ad是入炉煤灰分含量，A_fh是灰 分中的飞灰含量，F_cad是入炉煤固定碳含量，c是气体比热，ρ是气体密度，V是气体流量， t是气体温度，下标py和lf分别表示排烟和冷空气。

优选地，步骤五中，所述给煤机给煤质量流量与入炉煤质量流量之间的传递函数 模型采用一阶惯性环节模型表征：

$\frac{D_{\mathrm{coal}}\left(s\right)}{D_{\mathrm{belt}}\left(s\right)}=\frac{1}{1+\mathrm{Ts}}---\left(22\right)$

化为差分形式可得：

$D_{\mathrm{coal}}\left(k\right)=D_{\mathrm{coal}}(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}}+D_{\mathrm{belt}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}})---\left(23\right)$

式中，D_coal表示入炉煤质量流量，D_belt表示给煤机给煤质量流量，T表示磨煤机闭 环控制环节和研磨环节总的等效时间常数。

优选地，步骤六中，所述入炉煤质量流量与总能量输出之间的相位关系传递函数 模型，是指分别采用一阶惯性环节来表征入炉煤在炉膛内燃烧和燃烧热向工质传递两个 过程，最后得到的二阶传递函数模型：

$\frac{Q_{\mathrm{sum}}\left(s\right)}{D_{\mathrm{coal}}\left(s\right)}=\frac{Q_{\mathrm{furnace}}\left(s\right)}{D_{\mathrm{coal}}\left(s\right)}·\frac{Q_{\mathrm{sum}}\left(s\right)}{Q_{\mathrm{furnace}}}=\frac{K}{1+T_{1}s}·\frac{1}{1+T_2\text{s}}---\left(24\right)$

式中，Q_furnace表示入炉煤在炉膛燃烧所释放能量，Q_sum表示锅炉侧全流程各部分能 量输出的总和，K为放大系数，其物理意义为入炉煤低位发热量，T₁为入炉煤燃烧过程 的时间常数，T₂为燃烧热向工质传热过程的等效时间常数。

优选地，步骤六中，对所述入炉煤质量流量与总能量输出之间的相位关系传递函 数模型进行离散化得到的差分方程模型为：

$Q_{\mathrm{furnace}}\left(k\right)=Q_{\mathrm{furnace}}(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_1}}+K·D_{\mathrm{coal}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_1}})---\left(25\right)$

$Q_{\mathrm{sum}}\left(k\right)=Q_{\mathrm{sum}}(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_2}}+Q_{\mathrm{furnace}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_2}})---\left(26\right)$

优选地，步骤六中，放大系数K，即所述入炉煤低位发热量通过参数辨识方法获 得，目标函数为：

式中，N表示进行参数辨识所选取的时间窗口宽度，表示高温烟气传递能量总 和的预测值，K的约束范围根据具体机组的燃煤煤种进行确定，T₁、T₂的约束范围根据 具体机组的燃烧过程以及烟气在烟道内流经的时间确定。

与现有技术相比，本发明具有如下的有益效果：

本发明实现了对入炉煤低位发热量的在线辨识，处理速度快（计算时间为秒级）， 低位发热量辨识精度高，实施成本低；基于本发明可以实施给煤量补偿和优化配煤，对 火电流程的平稳生产、热效率优和节能减排有重大现实意义。

附图说明

通过阅读参照以下附图对非限制性实施例所作的详细描述，本发明的其它特 征、目的和优点将会变得更明显：

图1为本发明一实施例主汽调门结构图；

图2为本发明一实施例高温烟气能量传递示意图；

图3为本发明一实施例给煤能量释放过程示意图；

图4为本发明一实施例入炉煤低位发热量辨识结果图。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明进行详细说明。以下实施例将有助于本领域的技术人 员进一步理解本发明，但不以任何形式限制本发明。应当指出的是，对本领域的普通技 术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干变形和改进。这些都属于 本发明的保护范围。

如图1所示，本实施例涉及某亚临界300MW火力电站的入炉煤低位发热量实时辨 识，锅炉型号HG-1025/17.3-WM18型，锅炉为自然循环、一次中间再热、“W”火焰燃 烧方式、双拱单炉膛、平衡通风、尾部双烟道、烟气挡板调温、固态排渣、露天布置、 全钢架悬吊式汽包炉。该自然循环锅炉烟道中的换热设备主要包括过热器、再热器、省 煤器三部分。图1中：1-阀杆，2-阀腔，3-阀座，4-套筒，5-阀碟，位置0是指阀腔的蒸 汽入口，位置1是指阀腔的蒸汽出口。

本实施例提供一种燃煤电站入炉煤低位发热量实时辨识方法，该方法具体包括以 下步骤：

步骤一、根据锅炉运行设计规程，获得锅炉以下结构参数：换热器管道沿工质流动 方向的总长度L为568m，其中过热器总长为396.7m，再热器总长度为123.5m；将总长 度L分为5202段等长的短管，每段短管长度设定为0.1m；换热器沿工质流动方向的换 热管截面积分布A(i)（即第i段短管的截面积）；换热器金属壁质量1244871kg；

从DCS控制系统的实时数据库中读取给定时刻k下的运行工况实时数据：汽包压力 17.6MPa、主蒸汽质量流量233.6kg/s、热再热蒸汽流量192.1kg/s、省煤器出口给水流量 236.6kg/s、各级换热器各段短管工质温度（过热器一级减温器前387.9℃、过热器一级 减温器后379.1℃、过热器二级减温器前472.9℃、过热器二级减温器后472.0℃、过热 器出口为538.7℃、再热器入口304.5℃、再热器出口535.3℃、省煤器入口263℃、省煤 器出口286.2℃）和压力（过热器入口为17.46MPa、过热器出口为16.61MPa、再热器入 口2.871MPa、再热器出口2.682MPa、省煤器入口17.963MPa、省煤器出口17.6MPa）、 换热器金属壁温度380.5℃、烟道出口引风机处的排烟温度120.2℃和排烟的体积流量 320m³/s、锅炉负荷230MW以及环境大气压力0.087MPa。

步骤二、根据工质物性参数库及汽包压力，计算该给定时刻下汽包出口饱和蒸汽比 焓h_bh和密度ρ_bh，同时设各级换热器相邻关键测点之间工质的温度、压力呈线性分布， 计算步骤一中所划分的微元段的工质比焓h_gz(i)和密度ρ_gz(i)；根据烟气物性参数库及尾烟 气温度、压力、大气压力，计算该给定时刻下尾烟气的比热c_py和密度ρ_py。

所述工质物性参数库，是指根据水和水蒸气热力性质工业公式（IAPWS-IF97）开 发的具有可并行调用的、区域自动判别、批处理运算等特点的用于在线计算的工质物性 参数库，可参考文献：王旭辉，于彤，惠兆宇，袁景淇，用于火电全范围仿真的工质物 性参数数据库，控制工程，2011；18:131-133。

所述烟气物性参数库，是指通过烟气压力和温度实时数据在线计算烟气的比热和密 度的物性数据库。可参考文献：蔡惟，于彤，惠兆宇，袁景淇，张锐峰，陈宇，火电锅 炉排烟热损失的在线估计，控制工程，2011；18:149-151。

步骤三、基于主汽调门开度和主蒸汽质量流量的关系模型（主汽调门结构如图1所 示），根据实时主汽调门开度修正主蒸汽质量流量，具体地：基于主汽调门开度和主蒸 汽质量流量特性、调门组的DCS实测数据以及过热通道各级换热器和汽包的动态特性， 及时修正主蒸汽质量流量表观测量值，从而获得与实际入炉煤量和给水流量相匹配的主 蒸汽质量流量。

所述主汽调门开度和主蒸汽质量流量特性，是指主汽调门开度与主蒸汽质量流量对 应的分段式非线性函数关系。可参考文献：刘欣，于彤，袁景淇，300MW汽轮机主汽 调门组模型的建立与应用，控制工程，2012；19:1183-1186。

这是因为主汽调门变化时，主蒸汽质量流量的动态增量短时间内并非由给水和燃煤 量变化导致，而是利用了过热通道换热器和汽包的汽容特性。主汽调门开度变化后主蒸 汽会瞬时改变，但给煤量和给水流量需要经过主蒸汽压力控制和制粉系统控制环节才发 生改变，因此需要对主蒸汽质量流量表观测量值进行修正。

所述修正主蒸汽质量流量D_ms的方法是：

$D_{\mathrm{ms}}=\underset{n=1}{\overset{5}{\Sigma }}\frac{\mathrm{\alpha f}\left(L_n\right)p_0}{\sqrt{T_0}}---\left(1\right)$

式中：α取值0.137，f(﹒)表示主汽调门的开度-质量流量对应关系，L_n表示修正后的主 汽调门开度，p₀表示主蒸汽压力，T₀表示主蒸汽温度；

其中L_n的计算方法为：

L_n(k)=ΔL_n(k)+L_n0  (2)

$\frac{\Delta L_n\left(s\right)}{{\mathrm{\Delta L}}_{\mathrm{ms}}\left(s\right)}=\frac{1}{1+\mathrm{Ts}}---\left(3\right)$

式（3）的差分形式为：

${\mathrm{\Delta L}}_n\left(k\right)={\mathrm{\Delta L}}_n(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}}+{\mathrm{\Delta L}}_{\mathrm{ms}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}})---\left(5\right)$

式中：ΔL_ms为实时反馈的主汽调门开度增量，ΔL_n表示修正后的主汽调门开度增量， L_n0表示工况变化前的主汽调门开度，s表示拉普拉斯算子，T表示主蒸汽压力控制回路和 制粉系统的等效时间常数，Δt为采样周期，本实施例中为5秒，k为当前给定时刻，k-1 为前一时刻。

步骤四、根据锅炉侧全流程机理模型，分别计算该给定时刻下的锅炉侧各部分能量 输出和总能量输出（高温烟气能量传递过程如图2所示），其中：

入炉煤完全燃烧产生并传递的总能量Q_sum去向分为两部分：第一部分为锅炉体系有 效利用热量Q₁，可进一步分解为水冷壁吸热量Q_slb和各级换热器，包括各级过热器、再 热器、省煤器换热量Q_heatex；第二部分为热损失，可进一步分解为排烟热损失能量Q₂、 化学不完全燃烧热损失能量Q₃、机械不完全燃烧热损失能量Q₄、锅炉散热损失能量Q₅、 灰渣物理热损失能量Q₆；锅炉散热损失能量Q₅在总能量中所占比例为q₅，q₅通过经验公 式很容易得到，因此入炉煤完全燃烧产生并传递的总能量Q_sum可表示为：

Q_sum=(Q_heatex+Q_slb+Q₂+Q₃+Q₄+Q₆)/(1-q₅)  (5)

本实施例中，所述锅炉侧全流程机理模型包括水冷壁吸热量计算模型、各级过热/ 再热器换热量计算模型、省煤器换热量计算模型、热损失计算模型，具体的：

所述水冷壁吸热量计算模型，通过建立汽包、下降管、水冷壁组成的整个汽水系统 的能量和质量动态机理模型计算得到，具体可以采用发明专利《锅炉水冷壁吸热量的实 时测量方法(专利ZL2010112300066930)》中的技术实现；

所述各级过热/再热换热器换热量计算模型，是指基于步骤一所述的微元段划分，利 用质量、能量动态衡算方程，计算该给定时刻下各级过热/再热换热器工质换热量；具体 地：

质量动态衡算方程：

$\mathrm{dD}=D\left(k\right)-D(k-1)=\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i\left(k\right)A_i·0.1-\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i(k-1)A_i·0.1---\left(6\right)$

$D_{\mathrm{in}}=\frac{\mathrm{dD}}{\mathrm{dt}}+D_{\mathrm{out}}---\left(7\right)$

式中：D为过热/再热换热器系统中工质总质量流量，ρ_i为过热/再热通道第i个离散微元 内工质的密度，A_i为过热/再热通道第i个离散微元的等效流通面积，对于过热器，D_in为 汽包出口(即过热通道入口)饱和蒸汽质量流量，D_out为过热通道出口(即高压缸入口)过热 蒸汽(即主蒸汽)质量流量，对于再热器，D_in为再热通道入口(即高压缸出口)冷再热蒸汽 质量流量，D_out为再热通道出口(即中压缸入口)热再热蒸汽质量流量；dt为对时间的微分。

能量动态衡算方程：

$\left(\begin{array}{c}\mathrm{dE}=E\left(k\right)-E(k-1)=\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i\left(k\right)h_i\left(k\right)A_i·0.1-\underset{i=1}{\overset{L/0.1}{\Sigma }}{\rho }_i(k-1)h_i(k-1)A\left(i\right)·0.1\\ +c_{\mathrm{metal}}{M}_{\mathrm{metal}}·{\mathrm{dT}}_{\mathrm{metal}}\end{array}\right)---\left(8\right)$

$Q=\frac{\mathrm{dE}}{\mathrm{dt}}+D_{\mathrm{out}}{h}_{\mathrm{out}}-D_{\mathrm{in}}{h}_{\mathrm{in}}---\left(9\right)$

式中：E为过热/再热通道工质总能量，h_i为过热/再热通道第i个离散微元内工质的比焓， c_metal、M_metal和ΔT_metal为过热/再热通道金属壁的比热、总质量和金属壁温度增量，Q为过 热/再热通道工质从烟气获得的能量，h_in和h_out分别为过热/再热通道入口蒸汽比焓和出口 蒸汽比焓；

所述省煤器工质吸热量计算模型，因省煤器中水为液态，可压缩性很小，能量几乎 不会蓄积，故采用能量稳态衡算模型计算：

Q_sm=D_fw·(h'_out-h_i'_n)  (10)

式中：D_fw是给水质量流量，h’_in和h’_out分别为省煤器入口给水比焓和省煤器出口给水比 焓；

所述热损失计算模型，其中各部分热损失采用经验公式计算得到，即根据下述现有 技术加以计算：

Q₂=K₁(Q_py-Q_lf)  (11)

Q₃=0  (12)

Q₄=Q_cc·(G_fh?C_fh+G_lz·C_lz)  (13)

$q_5=5.82·{\left(D_e\right)}^{-0.38}·\frac{D_e}{D}---\left(14\right)$

Q₆=c_fh·G_fh·t_fh+c_lz·G_lz·t_lz  (15)

式中：K₁是入炉煤固体未完全燃烧修正值，Q_py是排烟能量，Ql_f是冷空气能量，Q_cc表示 纯碳的低位发热量，Q_cc=32.7MJ/kg，G_fh、G_lz分别是飞灰和炉渣的质量流量，C_lz是炉渣 的含碳量，C_fh是飞灰含碳量，D_e是锅炉的额定蒸发量，D是实际蒸发量，与主蒸汽质量 流量相等，c_fh、c_lz分别是飞灰和炉渣的比热容，t_fh、t_lz分别是飞、灰和炉渣的温度；

上述所涉参数通过下式获得：

K₁=1-q₄  (16)

q₄=A_ad·A_fh·C_fh/F_cad  (17)

Q_py=c_py·ρ_py·V_py·(t_py+273.15)  (18)

Q_lf=c_lf·ρ_lf·V_lf·(t_lf+273.15)  (19)

c_fh=0.71+0.000502·t_fh  (20)

c_lz=0.71+0.000502·t_lz(21)

式中：q₄是入炉煤固体未完全燃烧热损失百分比，A_ad是入炉煤灰分含量，A_fh是灰分中 的飞灰含量，F_cad是入炉煤固定碳含量，c是气体比热，ρ是气体密度，V是气体流量，t 是气体温度，下标py和lf分别表示排烟和冷空气。

步骤五、建立给煤机给煤质量流量与入炉煤质量流量之间的传递函数模型，可以采 用一阶惯性环节模型表征：

$\frac{D_{\mathrm{coal}}\left(s\right)}{D_{\mathrm{belt}}\left(s\right)}=\frac{1}{1+\mathrm{Ts}}---\left(22\right)$

化为差分形式：

$D_{\mathrm{coal}}\left(k\right)=D_{\mathrm{coal}}(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}}+D_{\mathrm{belt}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T}})---\left(23\right)$

式中：D_coal表示入炉煤质量流量，D_belt表示给煤机给煤质量流量，T表示磨煤机闭环控 制环节和研磨环节总的等效时间常数。

步骤六、将燃煤入炉至以主蒸汽为主的能量输出之间相位关系分解为煤在炉膛内燃 烧和燃烧热向工质传递两个过程，分别用一阶惯性环节来表征这两个过程，从而建立入 炉煤质量流量与总能量输出之间的相位关系传递函数模型：

$\frac{Q_{\mathrm{sum}}\left(s\right)}{D_{\mathrm{coal}}\left(s\right)}=\frac{Q_{\mathrm{furnace}}\left(s\right)}{D_{\mathrm{coal}}\left(s\right)}·\frac{Q_{\mathrm{sum}}\left(s\right)}{Q_{\mathrm{furnace}}}=\frac{K}{1+T_{1}s}·\frac{1}{1+T_2\text{s}}---\left(24\right)$

式中：Q_furnace表示入炉煤在炉膛燃烧所释放能量，Q_sum表示给定时刻k下的锅炉侧全流程 总能量输出，K为放大系数，其物理意义为入炉煤低位发热量，T₁为入炉煤燃烧过程的 时间常数，T₂为燃烧热向工质传热过程的等效时间常数。

对所得到的传递函数模型进行离散化得到差分方程模型：

$Q_{\mathrm{furnace}}\left(k\right)=Q_{\mathrm{furnace}}(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_1}}+K·D_{\mathrm{coal}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_1}})---\left(25\right)$

$Q_{\mathrm{sum}}\left(k\right)=Q_{\mathrm{sum}}(k-1)·e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_2}}+Q_{\mathrm{furnace}}(k-1)·(1-e^{-\frac{\mathrm{\Delta t}}{T_2}})---\left(26\right)$

进一步辨识放大系数K，其物理意义就是与该给定时刻下总能量输出相对应的入炉 煤低位发热量，通过单纯形辨识方法获得，目标函数为：

式中：N表示进行参数辨识所选取的时间窗口宽度，表示高温烟气传递能量总和的 预测值，本实施例中N取为120，K约束范围为[13,25]，T₁约束范围为[0,600]，T₂约束 范围为[0,600]。

在现场DCS控制系统中组态实现该方法，如图4所示为连续运行考察34天（共816 小时）后得出的结果，其中：黑色实线为辨识低位发热量，黑色圆点为每6小时一次的 离线化验低位发热量。

本发明实现了对入炉煤低位发热量的在线辨识，处理速度快（计算时间为秒级）， 低位发热量辨识精度高，实施成本低；基于本发明可以实施给煤量补偿和优化配煤，对 火电流程的平稳生产、热效率优和节能减排有重大现实意义。

以上对本发明的具体实施例进行了描述。需要理解的是，本发明并不局限于上 述特定实施方式，本领域技术人员可以在权利要求的范围内做出各种变形或修改， 这并不影响本发明的实质内容。