Проектирование отделения восстановительной электроплавки ильменитового концентрата

Тип работы:
Курсовая
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Восточно-Казахстанский Государственный Технический Университет им. Д. Серикбаева

КУРСОВАЯ РАБОТА

по дисциплине

«металлургия легких и редких металлов»

Тема:

«Проектирование отделения восстановительной

электроплавки ильменитового концентрата"

Выполнил студент

Группы 240 740

Срок обучения 3 г 10 мес

Шифр:

Усть-Каменогорск, 2008 г.

Задание на курсовой проект

Тема: «Проектирование отделения восстановительной электроплавки ильменитового концентрата»

Исходные данные:

Состав ильменитового концентрата, (%): TiO2 -52,6; ZiO2 -1,53; Cr2O3 -3,75; Fe2O3 -29,4; FeO -3,46; SiO2 -4,46; Al2O3 -3,9; Mg -0,52; MnO -2,65; V2O5 -0,14; P2O5 -0,04; S -0,056.

Производительность отделения титанового шлака: 50 000 т/год.

Содержание

Введение

1 Расчет технологических процессов

1.1 Расчёт материальных потоков, материальный баланс

1.2 Расчёт теплового баланса рудно-термической печи

2 Расчет оборудования

2.1 Выбор и технологический расчёт основного оборудования

2.2 Выбор и расчёт вспомогательного оборудования

3 Охрана труда и техника безопасности

3.1 Анализ опасных производственных факторов

3.2 Организационные и технические мероприятия

3.3 Санитарно-гигиенические мероприятия

Список использованной литературы

Введение

Высокие темпы развития техники обуславливают необходимость расширения применяемых высококачественных конструкционных материалов с самыми различными свойствами. С каждым годом увеличивается количество металлов и сплавов, используемых при создании новых механизмов, машин, приборов.

Среди металлов, на основе которых разрабатываются сплавы с повышенными механическими и коррозионными свойствами, способные работать в сложных условиях, важное место принадлежит титану.

Титан, как ни один другой металл, обладает удачным сочетанием физических, химических и механических свойств. Своей тугоплавкостью, исключительной коррозионной стойкостью и высокой механической прочностью на единицу массы он превосходит такие широко распространённые конструкционные металлы, как железо, алюминий, магний. В соответствии со свойствами титан применяют главным образом в авиастроении, ракетостроении и химической промышленности.

Современное производство титана основано на переработке рутиловых и ильменитовых концентратов. Наибольший интерес представляет производство титана из ильменитовых концентратов, при плавке которых получаются высокотитановые шлаки.

В настоящее время выплавка титановых шлаков производиться руднотермическим способом. Руднотермия -отрасль техники, занимающаяся восстановлением окислов металлов с использованием электрической энергии как источника тепла.

Сущность руднотермического способа выплавки титановых шлаков состоит в нагреве исходной шихты — титанового концентрата и восстановителя — в ванне руднотермической печи. При этом добиваются осуществления сложных физико-химических процессов восстановления окислов, расплавления и разделения образующихся продуктов реакции -титанового шлака и металла. Достигается комплексное использование сырья и практически полное разделение железа и титана с получением товарных продуктов: легированого чугуна и титанового шлака.

Исследованию восстановления железо-титановых концентратов в твёрдой фазе посвящены многие работы, которые, в зависимости от природы применяемого восстановителя, можно условно разделить на группы:

восстановление концентратов с использованием в качестве восстановителя водорода;

восстановление концентратов с использованием в качестве восстановителя углерода или его газообразных соединений;

выделение из титановых концентратов железа и других примесей с помощью выщелачивания.

В работе [7] рассмотрено восстановление водородом при 700−900°С тонко измельчённой механической смеси Fe2O3 + 3TiO2 (соответствует по составу аризониту) аризонитового и ильменитового концентратов. Результаты исследований показывают, что наиболее легко восстанавливается железо, входящее в состав механической смеси.

Проведены исследования по восстановительному обжигу ильменитовых концентратов различного происхождения и состава с использованием в качестве восстановителя технического водорода. Опыты проводились в кварцевом реакторе при температуре 700−1200°С. Были сделаны следующие выводы: восстановление концентрата, в котором титан находиться в основном виде аризонита протекает лучше с заметной скоростью уже при температуре 700 °C, при 900 °C и выдержке 2 ч свыше 90% содержащихся в концентрате оксидов железа восстанавливаются до металла. Дальнейшее увеличение температуры и выдержки не оказывают существенного влияния на степень восстановления железа.

В результате восстановительного обжига при указанных условиях магнитная восприимчивость возросла в несколько десятков и сотен раз (в виду разного состава).

При этом присутствующий в концентрате хромит при восстановительном обжиге практически не повышает своей магнитной восприимчивости. Это позволяет достаточно полно отделить его от ильменита в процессе магнитной сепарации.

Указанные обстоятельства представляют особый интерес, так как могут открыть возможность для использования титанового сырья с повышенным содержанием хрома для производства пигментного диоксида титана и металла.

Исследования восстановления ильменита углеродом и его соединениями рассмотрены рядом авторов [4,8,9].

Опыты проводили в вакууме при непрерывной откачке газообразных продуктов. Восстановление ильменита начинается при более высоких температурах и протекает медленнее, чем восстановление оксида двухвалентного железа: при 1150 °C и выдержке 15 ч восстановилось до металла только 85% входящей в состав ильменита закиси железа. В присутствии СО и при увеличении её парциального давления скорость восстановления возрастает, причём наиболее заметно при одновременном присутствии твёрдого углерода и СО. Восстановление TiO2 до низших окислов (Ti2O5, Ti2O3) наблюдалось только при температуре 1150 °C и выше при большом избытке восстановителя.

По результатам этих опытов сделан вывод, что ильменит восстанавливается в основном за счёт взаимодействия с СО без разложения его на TiO2 и FeO. Восстановление FeO ускоряет восстановление, связанной с ним в ильмените TiO2. Тормозящее влияние на скорость восстановления ильменита оказывают добавки SiO2, Al2O3, Fe3O4, что объясняется уменьшением реакционной поверхности материала из-за образования силикатов, алюминатов и ферритов. Соли же щелочных металлов (особенно поташ) активизируют процесс.

Отмечается [8] ступенчатый характер восстановления TiO2 из ильменита до низших оксидов по реакциям:

FeO · TiO2 + C = Fe + TiO2 + CO, ?G°T = 37 900 — 33,88T

¾FeO · TiO2 + C = ¾Fe + ¼Ti3O5 + CO, ?G°T = 40 106 + 36,39T

2/3FeO · TiO2 + 2CO = 2/3Fe + 1/3Ti2O3 + 2CO2, ?G°T = 42 434 — 36,87T

½FeO · TiO2 + C = ½Fe + ½TiO + CO, ?G°T = 53 684 + 37,62T

Образующиеся в процессе восстановления полутораоксид и монооксид титана при повышении температуры растворяются в решётке ильменита с образованием однофазных твёрдых растворов, что осложняет восстановление оксида двухвалентного железа из ильменита.

В лабораторных условиях изучено восстановление индивидуальных ильменита и титаномагнетита оксидом углерода и металлургическим коксом при 800−1100°С [4].

Установлено, что восстановление указанных титанатов оксидом углерода носит сорбционный характер и при 900 °C протекает при селективном восстановлении магнетита, входящего в состав титаномагнетита, причём эта селективность сохраняется до достижения степени восстановления железа около 30%.

При восстановлении в тех же условиях титанатов твёрдым углеродом процесс протекает также в широким развитием сорбционных явлений. Однако здесь не наблюдается селективного восстановления магнетита вследствие протекания реакций Будуара с образованием в сорбционном слое газовой фазы с более высоким содержанием СО, что приводит к одновременному восстановлению магнетита и ильменита.

На основании полученных в работе [9] данных об изменении энергии активации процесса сделано заключение, что восстановление титанатов оксидом углерода и твёрдым углеродом протекает в кинетической, переходной и диффузионной областях и что наиболее высокая скорость процесса наблюдается в кинетической области.

В промышленных условиях поддержание реакции в кинетической области может быть достигнуто, в частности, за счёт брикетирования шихты и проведения процесса при быстром её разогреве, особенно в условиях кипящего слоя.

Вопросы, представляющие интерес для изучения процесса восстановительного обжига титановых концентратов, рассмотрены в ряде работ [4,8,9]. Во многих исследованиях отмечается целесообразность окислительного обжига ильменитовых концентратов перед их восстановительным обжигом [4,8]. Предварительный окислительный обжиг концентратов позволяет перевести двухвалентное железо в трёхвалентное и ослабить структуру ильменита, что приводит к повышению его химической активности. Кроме того, в результате окислительного обжига на поверхности зёрен ильменита образуется пористая плёнка, предотвращающая их спекание при последующем восстановительном обжиге. По данным работы [4], окислительный обжиг проводился при 900−950°С и продолжительность выдержки 1,5 ч с использованием в качестве окислителя воздуха с добавкой 10% О. По данным других работ, окисление ильменитового концентрата может осуществляться при 1000 °C и выдержке 3 ч с добавлением в шихту около 1% пиролюзита.

В промышленных условиях процессы окислительного и восстановительного обжига ильменитового концентрата, содержащего, %: TiO2 52−56; FeO 16−19; MnO 1,3−1,5. Рентгеновский дифракционный анализ показал, что при окислительном обжиге во вращающейся трубчатой печи при 1000−1030°С образуются оксиды типа FeTi2O5, Fe2TiO5 и MnTiO5. В процессе восстановления обожённого таким образом материала в аналогичной печи с использованием в качестве восстановителя кокса и прохождения материала в течение 8 ч через температурные зоны печи (< 1000, < 1100, 1100 и > 1100°С) происходит восстановление железа до металла и части TiO2 до низших оксидов титана, образующих при взаимодействии с ильменитом твёрдые растворы [4].

1 Расчёт технологических процессов

1. 1 Расчёт материальных потоков, материальный баланс

Химический состав концентрата, (%): TiO2 -52,6; ZiO2 -1,53; Cr2O3 -3,75; Fe2O3 -29,4; FeO -3,46; SiO2 -4,46; Al2O3 -3,9; Mg -0,52; MnO -2,65; V2O5 -0,14; P2O5 -0,04; S -0,056.

Расчёт выполнен на 100 кг концентрата.

Таблица 1- Распределение компонентов при плавки.

Компонент

Перейдёт в шлак

Перейдёт в металл

Улетучиться из РТП

TiO2

97,97

0,03

2,0

ZiO2

98,0

-

2,0

SiO2

65,0

15,0

20,0

Al2O3

98,0

-

2,0

Cr2O3

86,0

11,0

3,0

Fe2O3

14,0

84,0

2,0

MnO

83,0

2,0

15,0

MgO

98,0

-

2,0

V2O5

91,0

6,0

3,0

S

41,0

15,0

44,0

FeO

7,0

92,0

1,0

P2O5

31,0

46,0

23,0

Таблица 2 — Распределение компонентов по продуктам плавки

Компонент

Перейдёт в шлак

Перейдёт в металл

Улетучиться из РТП

TiO2 =52,6

52,6?0,9797=51,532

52,62?0,03?0,01=0,016

52,62?0,02=1,052

Fe2O3 =29,4

29,4?0,14=4,116

29,4?0,84=24,696

29,4?0,02=0,588

FeO = 3,46

3,46?0,07=0,242

3,46?0,92=3,183

3,46?0,01=0,035

SiO2 = 4,46

4,46?0,65=2,899

4,46?0,15=0,669

4,46?0,2=0,892

Al2O3 = 3,9

3,9?0,98=3,822

-

3,9?0,02=0,078

Cr2O3 = 3,75

3,75?0,86=3,225

3,75?0,11=0,413

3,75?0,03=0,113

ZiO2 = 1,53

1,53?0,98=1,499

-

1,53?0,02=0,031

MnO = 2,65

2,65?0,83=2,199

2,65?0,02=0,053

2,65?0,15=0,398

MgO = 0,52

0,52?0,98=0,510

-

0,52?0,02=0,01

V2O5 = 0,14

0,14?0,91=0,127

0,14?0,06=0,08

0,14?0,03=0,004

P2O5 = 0,04

0,04?0,31=0,012

0,04?0,46=0,018

0,04?0,23=0,009

S = 0,056

0,056?0,41=0,023

0,056?0,95=0,008

0,056?0,44=0,025

TiO2 восстанавливается до Ti с переходом в металл по реакции:

TiO2 + 2С = Ti + 2СО (1)

0,016? 48 / 80 = 0,010 кг Ti

с освобождением 0,01? 32 / 48 = 0,007 кг

При восстановлении TiO2 до Ti2O3 освобождается

51,532? 0,3? 16 / 160 = 1,546 кг О2.

Fe2O3 восстанавливается до Fe с переходом в металл по реакции:

Fe2O3 + 3С = 2Fe + 3СО (2)

24,696? 112 / 160 = 17,287 кг Fe

с освобождением:

24,696? 48 / 160 = 7,409 кг О2.

FeO восстанавливается да Fe с переходом в металл по реакции:

FeO + С = Fe + СО (3)

3,183? 56 / 72 = 2,476 кг Fe

с освобождением:

3,183 — 2,476 = 0,707 или 3,183? 16 / 72 = 0,707 кг О2.

Cr2O3 восстанавливается до Cr с переходом в металл по реакции:

Cr2O3 + 3С = 2Cr + 3СО (4)

0,413? 104 / 152 = 0,283 кг Cr

с освобождением 0,413? 48 / 152 = 0,130 кг О2.

SiO2 восстанавливается до Si с переходом в металл по реакции:

SiO2 + С = Si + 2СО (5)

0,669? 28 / 60 = 0,312 кг Si

с освобождением 0,669? 32 / 60 = 0,357 кг О2.

MnO восстанавливается до Mn с переходом в металл по реакции:

MnO + С = Mn + СО (6)

0,053? 55 / 71 = 0,041 кг Mn

с освобождением 0,053? 16 / 71 = 0,012 кг О2.

V2O5 восстанавливается до V с переходом в металл по реакции:

V2O5 + 5С = 2V + 5СО (7)

0,08? 102 / 182 = 0,045 кг V

с освобождением 0,08? 80 / 182 = 0,035 кг О2.

P2O5 восстанавливается до P с переходом в металл по реакции:

P2O5 + 5С = 2P + 5СО (8)

0,018? 62 / 142 = 0,008 кг P

с освобождением 0,018? 80 / 142 = 0,01 кг О2.

Сера переходит в металл в количестве 0,008 кг.

Оставшиеся в шлаке окислы будут в виде FeO

4,38? 144 / 160 = 3,922 кг FeO

с высвобождением 4,358? 16 / 160 = 0,436 кг О2.

Всего выделиться кислорода:

0,007 + 7,409 + 0,707 + 0,357 + 0,13 + 0,012 + 0,035 + 0,01 + 0,436 = 9,1 кг.

Требуется углерода для связывания О2 до СО:

9,1? 12 / 16 = 6,83 кг С

Предполагаем, что металл науглераживается на 1,6%. Тогда в металл перейдёт:

Ti

Fe

Si

Cr

Mn

V

P

S

C

0,01 + 19,763 + 0,312 + 0,283 + 0,041 + 0,045 + 0,008 + 0,008 + Х = 20,47 + Х

Х = 0,344 кг С.

Масса шлака в соответствии с таблицей 2 и п. 10 составит:

36,071 + 13,91 + 3,922 + 2,899 + 3,822 + 3,225 + 1,490 + 2,199 + 0,51 +

+ 0,127 + 0,012 + 0,023 = 68,219 кг.

Общиё расход углерода составит: 6,83 + 0,344 = 7,174 кг С.

С учётом 15% угара восстановителя потребуется углерода:

7,174? 1,15 = 8,25 кг.

По опытным данным расход графитированных электродов при плавки концентрата составляет 21,2 кг/т шлака или на 100 кг концентрата:

21,2? 68,219 / 1000 = 1,446 кг

С учётом 15% угара, электроды внесут углерода 1,446? 0,85 = 1,229 кг.

16. Количество углерода, необходимое на восстановление окислов в золе угля (на 100 кг) с учётом такого же распределение компонентов, как и для концентрата.

17. На связывание кислорода расход углерода составит:

1,3142? 12 / 16 = 0,9856 кг.

Из 100 кг антрацита 80 кг углерода будет израсходовано на восстановление концентрата, науглероживания концентрата металла и восстановления золы антрацита.

На восстановление концентрата и науглероживание металла пойдёт:

80,00 — 0,9856 = 79,014 кг

18. Потребность углерода, внесённого антрацитом по п. 14 с учётом углерода, внесённого электродами по п. 15, составит:

8,25 — 1,229 = 7,021 кг С

19. Дополнительно на восстановление окислов антрацита:

8,25? 0,9856 / 79,014 = 0,103 кг С

Суммарный расход углерода: 7,021 + 0,103 = 7,123 кг С

20. Расход угля составит: 7,123 / 0,8 = 8,904 кг

21. Такое количество угля внесёт в шлак:

S — 8,904? 0,615 / 100 = 0,0547

FeO — 8,904? 0,518 / 100 = 0,046

SiO2 — 8,904? 1,729 / 100 = 0,1537

Al2O3 — 8,904? 1,2544 / 100 = 0,1115

MgO — 8,904? 0,4214 / 100 = 0,0375

V2O5 — 8,904? 0,0091 / 100 = 0,0008

P2O5 — 8,904? 0,0093 / 100 = 0,0003

В металл:

S = 8,904? 0,225 / 100 = 0,02

Fe = 8,904? 3,452? 112 / (100? 160) = 0,2148

Si = 8,904? 0,397? 28 / (100? 60) = 0,0165

V = 8,904? 0,0006? 102 / (100? 182) = 0,3

P = 8,904? 0,0138? 62 / (100? 142) = 0,0005

22 Состав шлака

Таблица 3 — Состав шлака

Компонент

Кг

%

TiO2

36,071

52,29

Ti2O3

13,91

20,14

SiO2 2,899 + 0,1537

3,053

4,42

Al2O3 3,822 + 0,1115

3,934

5,7

Cr2O3

3,225

4,679

FeO 0,046 + 4,358

4,404

6,377

MnO

2,199

3,148

MgO 0,57 + 0,0375

0,548

0,79

V2O5 0,127 + 0,0008

0,128

0,18

P2O5 0,012 + 0,0003

0,0123

0,02

ZiO2

1,499

2,17

S 0,023 + 0,0547

0,078

0,4

Сумма

69,061

100

Таблица 4 — Состав металла

Компонент

Кг

%

Fe 17,287 + 2,476 + 0,2148

19,978

95,8

Ti

0,01

0,05

Si 0,312 + 0,0165

0,3285

1,50

Cr 0,283

0,283

1,30

Mn

0,041

0,2

V 0,045 + 0,3

0,045

0,22

P 0,008 + 0,0005

0,0085

0,04

S 0,005 + 0,02

0,028

0,13

C

0,344

1,65

Сумма

20,85

100

23. Безвозвратные потери антрацита примем 3%. С учётом этого, расход антрацита составит: 8,904? 1,03 = 9,171 кг.

На 1000 кг натурального шлака: 9,171? 1000 / 69,061 = 132,8 кг.

24. Содержание в шлаке 13,91 кг Ti2O3 эквивалентны по титану:

13,91? 160 / 144 = 15,46 кг TiO2

Разность составит: 15,46 — 13,91 = 1,55 кг

Всего TiO2 36,071 + 15,46 = 51,531 кг

Содержание TiO2 в шлаке с учётом предполагаемого увеличения его объёма составит:

51,531? 100 / (69,061 + 1,546) = 51 531,1 / 70,607 = 72,983

В пересчёте на 80% шлак, масса шлака составит:

72,983? 70,607 / 80 = 64,41 кг

или, что-то же:

51,531? 100 / 80 = 64,61 кг.

25. Расход концентрата на 1 тонну натурального шлака:

100 / 69,061 = 1,448 т.

на 1 т. 80% шлака:

1,448? 80 / 72,983 = 1,587 т.

26. Количество попутного металла на 1 тонну натурального шлака:

1000? 20,85 / 69,061 = 302 кг

27. Влага антрацита внесёт в ванну по п.п. 16 и 20:

0,025 + (8,904? 0,66 / 100) = 0,084 кг

28. Из концентрата и угля улетучиться сера:

0,025 + (8,904? 0,66 / 100) = 0,084 кг.

Не учитывая тот фактор, что сера для своего окисления восстановит в небольшом количестве часть окислов в концентрате.

29. Полагая, что летучие угля состоят из СО2 и СН4 в равном отношении по массе (в действительности они состоят из десятков углеводородных соединений). Мх количество равно:

8,904? 0,045 / 2 = 0,2 кг СО2 и СН4 каждого, или:

0,2? 22,4? 44 = 0,102 м3 СО2

0,2? 22,4? 16 = 0,28 м3 СН4.

30. На восстановление окислов в концентрате и золе угля, расход углерода по п.п. 12, 19 составит:

6,83 + 0,103 = 6,933 кг.

с образованием: 6,933? 22,4 / 12 = 13,07 м3 СО (16,34 кг).

31. Для угля и электродов примем угар равным 15%. Этот избыток вводимых углеродистых материалов расходится на взаимодействие с кислородом воздуха, который находиться в печи перед включением и поступает во время её работы через рабочие окна.

По п. 15 избыток электродов равен: 1,446 — 1,229 = 0,223 кг.

Углерода угля: 8,25 — 7,174 = 1,074 кг.

Всего 0,22 + 1,074 = 1,2944.

Образуется СО при угаре: 1,2944? 22,4 / 12 = 2,2416 м3 СО (3,02 кг).

Потребуется кислорода воздуха: 2,416 / 2 = 1,208 м3 О2 (1,726 кг).

С воздухом поступит N2: 1,208? 79 / 21 = 4,544 м3 N2 (5,68 кг).

32. Состав реакционных газов, м3:

Таблица 5 — Состав реакционных газов

СО 13,07 + 2,416

15,486

73,48

19,36

Н2О

0,553

2,62

0,455

SO2

0,111

0,527

0,317

CO2

0,102

0,48

0,2

CH4

0,28

1,328

0,2

N2

4,544

21,56

5,68

21,076

100,0

26,21

Масса газов на 1 тонну шлака составит:

26,21? 1000 / 69,061 = 305,179 кг.

33. Количество пылевидных отходов (часть из них под воздействием высоких температур в зоне дуг может быть в газообразном виде до поступления в аспирационную систему) составит:

улетучиться из концентрата по таблице 2 -3,235 кг., из угля по таблице 3 -1,3142.

8,904? 1,3142 / 100 = 0,117 кг

Всего 3,235 + 0,117 = 3,352 кг.

За вычетом серы, которая переходит в SO2 по п. 28:

3,352 — 0,084 = 3,268 кг или на 1 тонну шлака:

3,268? 1000 / 69,061 = 47,3 кг.

Ориентировочный состав пыли с учётом того, что углеродистая её часть догорит на колошнике (%): TiO2 -50,3; Fe2O3 -21,6; SiO2 -17,2; Al2O3 -2,1; Cr2O3 -1,2; MnO -5,4; MgO -0,4; V2O5 -0,2; P2O5 -1,44.

33.1 Запылённость газов на входе в газоход:

47,3? 1000 / 305,179 = 112,9 г/м3

34. Материальный баланс.

Таблица 6 — Материальный баланс.

Приход.

1

С концентратом

1448,0

84,76

2

С углём

132,8

7,77

3

С электродами

21,2

1,24

4

С воздухом

106,3

6,22

1708,3

100%

Расход

1

Шлак

1000

58,54

2

Металл

302

17,68

3

Отходящие газы

309,8

18,13

4

Потери (1448 + 132,8)? 0,03

47,2

2,76

5

Пылеунос (возгоны)

47,32

2,78

6

Невязка

2,0

0,11

1708,3

100%

35. Баланс по титану.

Приход

1. С концентратом: 1448? 0,526? 48 / 80 = 475,78 100%

Таблица 7 — Баланс по титану -расход.

1

Со шлаком

1000? 0,5223? 48 / 80 =

1000? 0,2014? 96 / 144 =

313,38

134,27

65,87

28,221

2

С металлоом

302? 0,0005 =

0,15

0,03

3

С потерей концентрата

1448? 0,03? 0,526? 48 / 80 =

13,7

2,88

4

С пылеуносом

47,32? 0,503? 48 / 80 =

14,08

2,96

5

Невязка

0,2

0,04

475,78

100%

Извлечение по титану:

(313,38 + 134,27)? 100 / 475,78 = 94%

36. Баланс по железу, кг.

Таблица 8 — Баланс по железу -приход.

1

С концентратом

1435,3? 0,3286? 112 / 160 =

330,1

98,862

2

С углём

132,8? 0,0411? 112 / 160 =

3,8

1,138

333,9

100%

Рисунок 2 -Материальные потоки выплавки титанового шлака

1.2 Расчёт теплового баланса рудно-термической печи

Расчёт проводим на часовую производительность печи по титановому шлаку. По материальному балансу на 1000 кг концентрата получается 690 кг шлака. При производительности печи 100 т/сутки титанового шлака для перехода к часовой производительности введём коэффициент пересчёта

100 / 24 = 4,16

Приход тепла

Количество физического тепла шихты определим следующим образом.

Примем температуру шихты 20? С.

Рассчитаем среднюю удельную теплоёмкость шихты по основным компонентам. По данным [6] средняя, удельная теплоёмкость этих компонентов составит кДж/(кг?К):

TiO2 -0,705; FeO -0,735; Fe2O3 -0,79; SiO2 -0,91; Al2O3 -0,895; ZnO2 -0,70; C -0,24.

Среднюю удельную теплоёмкость шихты определим по формуле:

Скр = ?mici / ?mi (9)

где mi и ci -масса (кг) и теплоёмкость (кДж/(кг?К)) составляющих, входящих в продукт.

Сср = (526? 4,16? 0,705 + 34,6? 0,735? 4,16 + 0,24? 132,8? 4,16 + 9,1? 4,16? ? 44,6 + 0,895? 39? 4,16 + 0,7? 15,3? 4,16 + 0,24? 132,8? 4,16) / (4,16? (526 + +34,6 + 294 + 44,6 + 39 + 15,3 + 132,8)) = 1,02

Количество тепла, вносимого шихтой, определим по формуле:

Q = mct (10)

где m -масса, кг;

c -теплоёмкость, кДж/(кг?К);

t -температура, ?С.

Количество физического тепла воздуха, поступающего в печь определяем при температуре 20? С, удельная теплоёмкость при этой температуре 1,3 кДж/(кг?К). Объём поступающего воздуха:

(106,3? 4,16) / 1,29 = 342,00 м3

Количество тепла вносимого воздухом, находим по формуле (3. 10):

Qв = 342,00? 1,3? 20 = 8892 кДж/ч.

Количество тепла, образующего от сгорания электродов, определим следующим образом:

Тепловой эффект от сгорания углерода по данным [5] составит 423 266 кДж/ч.

Общий приход тепла (без учёта электрической энергии):

Qприх = 122 883 + 8892 + 423 299 = 555 074 кДж/ч.

Расход тепла.

Количество физического тепла, уносимого шлаком, определяем следующим образом.

Примем температуру шлака 1800? С.

Энтальпия шлака по [5] ?Ншл = 2360 кДж/кг.

Тогда количество тепла, уносимого шлаком, по формуле (3. 10):

Qшл = 1000? 4,16? 2360 = 9 817 600 кДж/ч.

Количество физического тепла, уносимого чугуном, оцениваем следующим образом.

Примем температуру чугуна 1500? С. Теплоёмкость его при этой температуре 0,833 кДж/(кг?К). Тогда количество тепла, уносимого чугуном, также определим по формуле (2):

Q = 302? 4,16? 0,838? 1500 = 1 579 197 кДж/ч.

Количество тепла отходящими газами.

Примем температуру 1000? С. По данным [6], энтальпия газа при этой температуре 1866 кДж/м3. Количество тепла, уносимого газами определим по формуле:

Qг = m? J (11)

где J -энтальпия газа (кДж/м3)

Qг = 309,8? 4,16? 1866 = 2 404 839 кДж/ч.

Потери тепла в трансформаторе и токоведущих устройствах находим следующим образом. Определим общий расход тепла без учёта потерь трансформатора и тоководах.

Qрос = 9 817 600 + 1 579 197 + 1 116 073 + 4 169 318 + 2 069 040 = 18 751 228 кДж/ч.

Требуется ввести тепло за счёт электрической энергии:

QЭ = 18 751 223 — 423 299 = 18 327 929 кДж/ч.

Потери тепла в трансформаторе и токоведущих устройствах примем равными 8% от тепла, вводимого электрической энергией:

Qг = 18 327 929? 0,08 = 1 466 234,3 кДж/ч.

Неучтённые потери тепла оценим следующим образом. Общий расход тепла с учётом потерь в трансформаторе и токопроводах.

Qo = 18 751 228 + 1 466 234,3 = 20 217 462 кДж/ч

При плавке титанового шлака протекают эндотермические реакции.

Данные о тепловых эффектах этих реакций при температуре плавки отсутствуют.

По формулам:

Qт = Q298 + ?(Т — 298) + ?(Т2 — 2982) + ?(Т3 — 2983);

где? = ?na;? = 0,5?nb;? = 1/3?nc

а, b и с -постоянные коэффициенты в уравнениях температурной зависимости истинной молекулярной теплоёмкости для каждого из компонентов, участвующих в реакции:

n — количество молей каждого компонента;

Т -абсолютная температура процесса, К;

Q298 — тепловой эффект реакции при 298 К, кДж.

Для определения Q298 используется формула:

Q298 =? ?Н0298кон —? ?Н0298исх

где ?Н0298кон и? Н0298исх энтальпия образования исходных и конечных соединений реакций в стандартных условиях, кДж/моль.

Определим тепловой эффект реакции при температуре плавки 1800? С с учётом агрегатного состояния соединений участвующих в реакциях Qn2073. Далее по формуле

Qтчас = ?mi / MiQт? (12)

где mi -количество исходного соединения вступающего в реакцию, кг;

Mi -молекулярная масса соединения;

? -время переработки исходного соединения, ч.

Найдём количество тепла, поглощаемого при протекании реакции за 1 час, Qчn.

Тепловой эффект реакции:

TiO2 + 2C = Ti + 2CO (13)

Qч2073 = -50 кДж

Поглощаемое тепло Qч = -33 396 кДж/ч

Для реакции MnO + C = Mn + CO (14)

-тепловой эффект Q22073 = -148 кДж

-поглощаемое тепло Qч2 = -3082 кДж/ч

Для реакции FeO + C = Fe + CO (15)

-тепловой эффект Q32073 = -187.1 кДж

-поглощаемое тепло Qч3 = -3 690 219 кДж/ч

Для реакции Fe2O3 + C = 2FeO + CO (16)

-тепловой эффект Q42073 = -200 кДж

-поглощаемое тепло Qч4 = -344 124 кДж/ч

Для реакции SiO2 + C = Si + 2CO (17)

-тепловой эффект Q52073 = -200 кДж

-поглощаемое тепло Qч5 = -81 664 кДж/ч

Для реакции V2O5 + 5C = 2V + 5CO (18)

-тепловой эффект Q62073 = -906,6 кДж

-поглощаемое тепло Qч6 = -16 833 кДж/ч

Общий расход тепла на эндотермические реакции:

Qэнд = 33 396 + 3082 + 3 690 219 + 344 124 + 81 664 + 16 833 = 4 169 318 кДж/ч

Потери тепла поверхности печи определяются следующим образом.

Потери тепла через под печи. Примем опытный коэффициент потерь тепла через холодную подину К = 5800 Вт/(м?К)

-Площадь пода:

Fn = 0,7854? d12 = 0. 7854? 8,82 = 60,8 м2

-Потери тепла через подину определяются по формуле:

Qn = k'? Fn? ?

где k' -опытный коэффициент потерь тепла через под печи, кДж/(м2?ч)

? -время переработки расчётного количества материалов, ч.

Qn = 5800? 60,8? 1 = 352 640 кДж/ч

Потери тепла через стены в зоне расплава

Qn = 705 280 кДж/ч

Средняя толщина стен из кирпича

Sm =

Потери тепла стены в газовой зоне

Qnг = 206 320 кДж/ч

Потери тепла через бетонную крышку свода:

Qnk = 804 800 кДж/ч

Qобщn = 352 640 + 705 280 + 206 320 + 804 800 = 2 069 040 кДж/ч

Примем неучтённые потери тепла равными 5% от общего расхода тепла:

Qн = 20 217 462? 0,05 = 1 010 873 кДж/ч

Qпол = 20 217 462 + 1 010 873 = 21 228 335 кДж/ч

Полный расход тепла в электропечи.

Требуется ввести тепла в счёт электроэнергии для покрытия всех тепловых потерь:

Qэп = 21 228 335 — 555 074 = 20 673 261 кДж/ч

На основании расчётов составим тепловой баланс рудно-термической печи (см. таблицу 3. 18).

Расход электрической энергии за 1 час:

20 673 261 / 3600 = 8743 кВт? ч

За 1 час выплавляется 4,16 тонны титанового шлака, тогда удельный расход электроэнергии (на 1 тонну шлака) составит:

8734 / 4,16 = 2100 кВт? ч.

Таблица 9 — Суточный тепловой баланс руднотермической печи

Приход

Расход

Статья

Количество

Статья

Количество

кДж/ч

%

кДж/ч

%

1. Тепло, вносимое электроэнергией

2. Физическое тепло шихты

3. Физическое тепло воздуха

4. Тепло от сгорания электродов

20 673 261

122 883

8892

623 299

97

0,33

0,45

2,22

1. Физическое тепло шлака

2. Физическое тепло чугуна

3. Тепло отходящих газов

4. Тепло эндотерми-ческих реакций

9 817 600

1 579 197

2 404 839

4 169 318

41,04

7,4

11

20,6

5. Потери тепла поверхности печи 6. Потери тепла в

2 069 040

1 466 234

10,2

5,0

Продолжение таблицы 9

трансформаторе и токоподводящих устройствах

7. Неучтённые потери

1 010 873

4,76

Итого:

21 228 335

100

Расчёт температур подины печи

При температуре на центральной термопаре подины 1030С расчётная температура подины печи в рабочем пространстве печи составит 1400С.

Данная температура приемлема для периклазового кирпича (температура начала деформации под нагрузкой 0.2 Мпа 1550С), но желательно на подине иметь слой затвердевшего металла и более низкие температуры.

По данным материального баланса печей, температура металла на выпуске из печи изменяется в пределах от 1350 до 1500С.

Расчёт подины футеровки руднотермической печи

Расчёт выполняется с целью определения температуры на внутренней поверхности подины печи РКЗ-16. 5Т-И1 по показаниям термопар, установленных в нижнем уровне футеровки.

Исходные данные

Футеровка подины печи выполнена из следующих слоёв огнеупорной и теплоизоляционной кладки:

Слой

Толщина, мм

Состав

1, 2, 3, 4 окаты

4х230 = 920 мм.

Изделие периклазовые марки ПУ-91

ГОСТ 4689–74

Засыпка

54 мм

(в оси печи)

Порошок магнезитовый ПМИ-1

ГОСТ 10 360–85

Гребешки под окаты

528 мм

(в оси печи)

Изделия шамотные общего назначения ГОСТ 8691–73

Кирпич шамотный ША-1 ГОСТ 390–83

Засыпка

50 мм

Засыпка шамотная, фракция 3−8 мм.

Днище кожуха печи выполнено из углеродистой стали (толщина листа 25 мм.). В конструкции печи выполнен обдув днища кожуха. Обдув выполняется воздухом и подвод осуществлён в оси печи в нижнеё его части. Температура воздуха + 5С.

Температура расплава металла на поверхности ванны печи принимаем 1500С.

Расчёт

Расчёт тепловых потерь из-за большого радиуса сферы окатов ведём как через плоскую стенку [2].

Q=[(tраспл-tвозд)/(1/+S1/1+S2/2+S3/3+S4/4+S5/5+1/нар)]F

где: -коэффициент теплоотдачи от расплава периклазовой футеровки, (ввиду большого значения значением слагаемого 1/ в расчётах принебрегаем);

S1 и 1 -соответственно толщина в метрах и коэффициент теплопроводности в Вт/(мК) периклазового слоя;

S2 и 2 -соответственно толщина в метрах и коэффициент теплопроводности в Вт/(мК) порошка магнезитового слоя;

S3 и 3 -соответственно толщина в метрах и коэффициент теплопроводности в Вт/(мК) шамотного слоя;

S4 и 4 -соответственно толщина в метрах и коэффициент теплопроводности в Вт/(мК) шамотной засыпки;

S5 и 5 -соответственно толщина в метрах и коэффициент теплопроводности в Вт/(мК) стального листа днища кожуха (в расчётах на учитывается);

нар -коэффициент теплоотдачи от стенки днища кожуха в окружающую атмосферу;

F -эффективная площадь теплового потока через подину печи (среднее арифметическое между значением площади сферической поверхности сегмента верхнего оката футеровки и площадь поверхности днища кожуха печи).

Задаёмся значениями температур на границе:

периклаз -магнезитовый порошок t1 =800С;

магнезитовый порошок -шамот t2 =700С;

шамот -засыпка шамотная t3 =100С;

засыпка шамотная -кожух печи t4 =80С.

Теплопроводность изделий периклазовых определяется по формуле:

1 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=14, В= -14. 9, С=5. 59, t -средняя температура футеровки слоя в С.

Совпадение температур неудовлетворительное.

Задаёмся более приближёнными значениями температур на границах слоёв:

периклаз -магнезитовый порошок t1 =1000С;

магнезитовый порошок -шамот t2 =950С;

шамот -засыпка шамотная t3 =400С;

засыпка шамотная -кожух печи t4 =150С;

наружная температура tнар =20С.

Теплопроводность изделий периклазовых определяется по формуле:

1 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=14, В= -14. 9, С=5. 59, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (1500 + 1000) / 2 =1250 С

1 = 14 — 14.9 10-3 1250 + 5. 59 10-6 12502 = 14 — 18. 625 + 8. 734 375 =

= 4. 109 375 = 4.1 Вт / (м К)

Теплопроводность шамотного кирпича ША-1 определяется по формуле:

3 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=0. 974, В= -0. 372, С= -0. 009, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (950 + 400) / 2 =675 С

3 = 0. 974 — 0. 372 10-3 675 — 0. 009 10-6 6752 = 0. 974 + 0. 2511 —

— 0. 4 100 625 = 1. 22 Вт / (м К)

Теплопроводность шамотной засыпки:

4 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=0. 360, В= -0. 219, С= -0. 0016, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (400 + 150) / 2 =275 С

4 = 0. 360 — 0. 219 10-3 275 — 0. 0016 10-6 2752 = 0. 36 + 0. 60 225 —

— 0. 121 = 0. 419 015 = 0. 42 Вт / (м К).

Таким образом, плотность теплового потока:

q1 = (1500 — 5) / (0. 92 / 4.1 + 0. 054 / 5.6 + 0. 528 / 1. 22 + 0. 05 / 0. 42 + 1 /

/ 9. 97) = (1500 — 5) / (0. 224 + 0. 01 + 0. 433 + 0. 132 + 0. 1) = 1495 / 0. 899 =

= 1663 (Вт/м2)

Проверяем сходимость температур на границах слоёв:

t1 = tрасп — q1(S1 / 1) = 1500 — 1663 (0. 92 / 4. 1) = 1126 С

t2 = t1 — q1(S2 / 2) = 1126 — 1663 (0. 054 / 5. 6) = 1110 С

t3 = t2 — q1(S3 / 3) = 1110 — 1663 (0. 528 / 1. 22) = 390 С

t4 = t3 — q1(S4 / 4) = 390 — 1663 (0. 05 / 0. 38) = 171 С

tнар = t4 — q1(1/ нар) = 171 — 1663 (1 / 9. 97) = 4 С

Совпадение температур неудовлетворительное.

Задаёмся более приближёнными значениями температур на границах слоёв:

периклаз -магнезитовый порошок t1 =1100С;

магнезитовый порошок -шамот t2 =1080С;

шамот -засыпка шамотная t3 =450С;

засыпка шамотная -кожух печи t4 =160С;

наружная температура tнар =10С.

Теплопроводность изделий периклазовых определяется по формуле:

1 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=14, В= -14. 9, С=5. 59, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (1500 + 1100) / 2 =1350 С

1 = 14 — 14.9 10-3 1350 + 5. 59 10-6 13502 = 14 — 20. 115 + 10. 187 775 =

= 4. 72 775 = 4.1 Вт / (м К)

Теплопроводность шамотного кирпича ША-1 определяется по формуле:

3 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=0. 974, В= -0. 372, С= -0. 009, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (1080 + 450) / 2 =765 С

3 = 0. 974 — 0. 372 10-3 765 — 0. 009 10-6 7652 = 0. 974 + 0. 285 —

— 0. 527 = 1. 254 Вт / (м К)

Теплопроводность шамотной засыпки:

4 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=0. 360, В= -0. 219, С= -0. 0016, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (450 + 160) / 2 =305 С

4 = 0. 36 — 0. 219 10-3 305 — 0. 0016 10-6 3052 = 0. 36 + 0. 0668 —

— 0. 149 = 0. 425 Вт / (м К).

Таким образом, плотность теплового потока:

q1 = (1500 — 5) / (0. 92 / 4.1 + 0. 054 / 5.6 + 0. 528 / 1. 254 + 0. 05 / 0. 425 + 1 /

/ 9. 97) = (1500 — 5) / (0. 224 + 0. 01 + 0. 421 + 0. 118 + 0. 1) = 1495 / 0. 873 =

= 1712 (Вт/м2)

Проверяем сходимость температур на границах слоёв:

t1 = tрасп — q1(S1 / 1) = 1500 — 1712 (0. 92 / 4. 1) = 1116 С

t2 = t1 — q1(S2 / 2) = 1116 — 1712 (0. 054 / 5. 6) = 1100 С

t3 = t2 — q1(S3 / 3) = 1100 — 1712 (0. 528 / 1. 254) = 379 С

t4 = t3 — q1(S4 / 4) = 379 — 1712 (0. 05 / 0. 425) = 178 С

tнар = t4 — q1(1/ нар) = 178 — 1712 (1 / 9. 97) = 6 С

Совпадение температур удовлетворительное.

Фактическая температура по показаниям центральной термопары нижнего уровня (магнезитовый порошок) составляет 970 -1015 С, что с достаточной степенью точности можно принять температуру раплава на подине 1400 С.

Проверочный расчёт.

Задаёмся значениями температур на границах слоёв:

периклаз -магнезитовый порошок t1 =1030С;

магнезитовый порошок -шамот t2 =1100С;

шамот -засыпка шамотная t3 =370С;

засыпка шамотная -кожух печи t4 =160С;

наружная температура tнар =10С.

Теплопроводность изделий периклазовых определяется по формуле:

1 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=14, В= -14. 9, С=5. 59, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (1400 + 1030) / 2 =1215 С

1 = 14 — 14.9 10-3 1215 + 5. 59 10-6 12152 = 14 — 18.1 + 8. 25 =

= 4. 15 Вт / (м К)

Теплопроводность шамотного кирпича ША-1 определяется по формуле:

3 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=0. 974, В= -0. 372, С= -0. 009, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (1000 + 370) / 2 =685 С

3 = 0. 974 — 0. 372 10-3 685 — 0. 009 10-6 6852 = 0. 974 + 0. 255 —

— 0. 0042 = 1. 225 Вт / (м К)

Теплопроводность шамотной засыпки:

4 = А — В 10-3 t + C 10-6 t2; Вт / (м К)

где: А=0. 360, В= -0. 219, С= -0. 0016, t -средняя температура футеровки слоя в С.

t = (370 + 160) / 2 =265 С

4 = 0. 36 — 0. 219 10-3 265 — 0. 0016 10-6 2652 = 0. 36 + 0. 058 —

— 0. 112 = 0. 42 Вт / (м К).

Таким образом, плотность теплового потока:

q1 = (1400 — 5) / (0. 92 / 4. 15 + 0. 054 / 5.6 + 0. 528 / 1. 225 + 0. 05 / 0. 42 + 1 /

/ 9. 97) = (1400 — 5) / (0. 222 + 0. 01 + 0. 431 + 0. 119 + 0. 1) = 1395 / 0. 882 =

= 1582 (Вт/м2)

Проверяем сходимость температур на границах слоёв:

t1 = tрасп — q1(S1 / 1) = 1400 — 1582 (0. 92 / 4. 15) = 1049 С

t2 = t1 — q1(S2 / 2) = 1049 — 1582 (0. 054 / 5. 6) = 1034 С

t3 = t2 — q1(S3 / 3) = 1034 — 1582 (0. 528 / 1. 225) = 352 С

t4 = t3 — q1(S4 / 4) = 352 — 1582 (0. 05 / 0. 42) = 164 С

tнар = t4 — q1(1/ нар) = 164 — 1582 (1 / 9. 97) = 5 С

Совпадение температур удовлетворительное.

2 Расчет оборудования

2. 1 Выбор и технологический расчёт основного оборудования

Руднотермическая печь (РТП).

К основному оборудованию, установленному на переделе производства титанового шлака относятся: рудно-термическая печь, система очистки и дожигания отходящих газов, машина разливочная конвейерная, дробилка двухвалковая, насос камерный, дозатор, трансформатор.

Печь электротермическая — для восстановления концентрата с целью обогащения его оксидами титана в полузакрытом или закрытом режимах. Обогащение концентрата происходит путем избирательного восстановления основной примеси — оксидов железа с образованием титанового шлака и металлической фазы — металла. Температура процесса — 1800±100 °С.

Таблица 10 — Технические характеристики РТП

Наименование параметра

Ед. из-мерения

Числовая ха-рактеристика

Номинальная мощность трансформатора

МВА

25,0

Установленная мощность каждого из трех однофазных трансфор-матора.

МВА

8,33

Пределы вторичного напряжения трансформатора

В

140−422

Число ступеней на низкой стороне.

Шт.

27

Номинальная частота тока

Гц

50

Число электродов

Шт

3

Схема соединения

-

?/?

Тип электродов — графитированный, цилиндрической формы.

O, мм

710

Диаметр распада электродов

мм

2600

Количество контактных щек на один электрод

Шт.

6

Ход электрода

мм

1500+50

Продолжение таблицы 3. 19

Перемещение электродов- гидравлическое — скорость перемеще-ния

м/мин

До 2,5

Размеры рабочего пространства ванны печи:

мм

диаметр ванны

8800±50

глубина ванны

мм

4930

Объем болота чугуна

м3

45

Форма дна ванны — сфера, R

мм

14 570

Характеристика свода: секционный, подвесной, водоохлаждаемый, металлический, плоский, торкретированный жаропрочным бето-ном.

Максимальная единовременная загрузка шихты

т

120

Характер загрузки — через течку, в центр ванны и под электроды.

Перемещение электродов осуществляется с помощью гидравлических подъемников.

Удержание и перепуск электродов осуществляется при помощи пружинно-гидравлических устройств.

Установка РТП состоит из следующих основных узлов: кожух; футеровка ванны печи; свод; токоввод; шинопровод; гидроподъемник; кольцо зажимное верхнее; кольцо зажимное нижнее; система питания гидроприжима контактных щек; установка аппарата для прожига летки; система гидропривода; установка направляющих роликов; система водоохлаждения; система водоохлаждения свода; монтаж механической установки конечных выключателей.

Ванна печи.

Ванна печи представляет собой ёмкость, футерованную изнутри огнеупорным кирпичом.

Кожух ванны — секционированная стальная конструкция цилиндрической формы выполнена из листового проката ?=25 мм с компенсаторами теплового расшире-ния футеровки.

В кожухе предусмотрены: три рабочих окна для обслуживания ванны печи, пат-рубки для ввода термопар, контролирующих температуру футеровки. Для охлаждения днища и повышения надежности работы, кожух установлен на двутавровые балки между которыми нагнетается воздух. Для компенсации теплового расширения и предотвращения деформации и разрывов нижние секции кожуха соединены между собой специальными пластинчатыми компенсаторами.

Кожух служит для удержания футеровки ванны и восприятия нагрузок на футе-ровку от расплава и температурных деформаций в процессе проплавления шихты.

Футеровка ванны печи образует теплоизоляционное пространство, в кото-ром происходят процессы: нагрева, плавления и восстановления титаносодержащих мате-риалов.

Футеровка ванны выполнена в нижней части кожуха из периклазового кирпича марок П-91 или П-89, а верхняя часть (под сводом печи) — футерована шамотным кирпи-чом марки, А и выполнена уступами.

Кладку периклазового кирпича производят насухо, с просыпкой швов молотым периклазовым порошком. Категория кладки — 1 (особо тщательная), толщина швов — не более 1 мм. Шамотную кладку выполняют на мертеле ШК-1. Между кожухом и кладкой оставляют зазор шириной 150 мм в нижней части кожуха и 95 мм в верхней части; зазор заполняют крошкой легковесного шамота марки ШБЛ-1,0 -1,3, крупностью 8−25 мм. Шамотная крошка наряду с пластинчатыми компенсаторами на кожухе компенсирует те-пловое расширение кладки.

Кладку печи выполняют в строгом соответствии со специально разработанными техническими условиями. Воздушное охлаждение подины осуществляется путем прину-дительной подачи воздуха в каналы, выполненные в подине. Подача воздуха осуществляется 2-мя вентиляторами через раздаточный воздуховод и патрубки.

В верхней части ванны, выступающей над отм. +12,00 м оборудованы рабочие окна размерами 790×1200 мм — 1 шт. и 950×1400 — 2 шт., предназначенные для наблюде-ния за ходом плавки и проведения довосстановления расплава при работе печи в полуза-крытом режиме.

На высоте 9,600 м под углом 35° к продольной оси ванны выложен леточный ка-нал, представляющий собой отверстие в боковой футеровке ванны сечением 130×130 мм длиной 920 мм, предназначенное для выпуска из печи продуктов плавки. К кожуху ванны в месте выхода леточного канала прикреплен болтами лоток летки — сварочная конструк-ция, футерованная периклазовым кирпичом.

Водоохлаждаемый свод состоит из сводового кольца, трубчатого каркаса и трубчатых водоохлаждаемых панелей.

Свод состоит из 18 водоохлаждаемых панелей, центральная часть -из 12. Для снижения тепловых потерь и увеличения срока службы свод торкретирован жаропрочным бетоном, толщиной 50 мм.

В своде предусмотрены: отверстие для отвода газов, четыре патрубка для подачи шихты, три смотровых люка, четыре взрывных клапана, патрубки для термопар и датчи-ков для замера подсводового давления, установлены устройства для уплотнения зазоров между электродами и сводом. Взрывные клапаны предназначены для предохранения свода от разрушения при «хлопках» под сводом печи, сопровождающихся значительным по-вышением давления под сводом.

Сводовое кольцо представляет цилиндрическую обечайку, выложенную с внут-ренней стороны огнеупорным кирпичом. Кольцо снабжено ребрами жесткости и огне-упорными кронштейнами, посредством которых опирается на рабочую площадку печи.

Система водоохлаждения свода -состоит из напорного коллектора, роль которого выполняет кольцо каркаса свода, расположенного полукольцом вокруг кожуха ванны, напорных трубопроводов, подводящих воду к секциям свода, уплотнениям элек-тродов и к центральной загрузочной течке: сливных трубопроводов, отводящих воду в ка-нализацию оборотной воды через специальные сливные короба. Для охлаждения исполь-зуется оборотная вода. От цехового водовода к напорному коллектору вода подается через задвижки с ручным управлением и задвижку с электроприводом, предназначенную для быстрого отключения подачи воды при аварийных ситуациях в грязевики (рабочий и ре-зервный), предназначенные для очистки воды от щепы и крупных взвешенных частиц (размером более 5 мм).

Токоввод.

Токоввод служит для подвода электрического тока от шинопровода корот-кой сети к графитированному электроду.

Токоввод состоит из траверсы с кроштейнами крепления токоведущих труб, подвесного кожуха, контактных щек кольца гидроприжима, токоведущих труб и труб водоохлаждения.

Для исключения прохождения электротока от контактной щеки на кольцо гидроприжима, вместе контакта упора прижимного устройства с контактной щекой предусмотрена установка изоляции.

Электрический ток подводится к контактным щекам с помощью медных водоохлаждаемых токоведущих труб, подсоединенных к щекам.

Кольцо гидроприжима служит для прижима контактных щек к электроду и состоит из двух полуколец из немагнитной стали, соединенных между собой ося-ми.

Полукольцо состоит из соединенных между собой плитами трех водоохла-ждаемых стаканов, в которые установлены гидравлические нажимные устройства, предназначенные для прижатия контактных щек к электродам.

Нажимные устройства состоят из гидравлических нажимных компенсато-ров, которые позволяют регулировать усилие прижатия контактных щек к электро-ду дистанционно, сохраняя равномерность прижима всех щек.

Шинопровод.

Шинопровод предназначен для подвода электрического тока от электро-печных трансформаторов к электрододержатедям и состоит из шихтованных паке-тов медных труб, гибких токовводов, ленточных компенсаторов, деталей крепле-ния и подвески.

Ленточные компенсаторы предохраняют вводы низкой стороны трансфор-матора от воздействия вибрации и температурных деформации. Между компенса-торами разных полярностей установлены электроизолирующие экраны.

Для передачи электрического тока от шинопровода к токовводу, а также для обеспечения возможности их перемещения по вертикали на величину хода электрода предусмотрены гибкие токовводы.

Гидроподъемник.

Гидроподъемник предназначен для перемещения токоввода .с электродом по вертикали и состоит из станины, в стаканах которой размещены два гидравличе-ских плунжерных цилиндра; кожуха направляющих роликов; траверсы и кожуха подвесного. Подвесной кожух расположен внутри обоймы с поясом направляющих роликов, которые имеют устройства для регулировки положения подвесного ко-жуха в радиальном направлении.

Устройство для перепуска электродов.

Устройство предназначено для удержания электрода и перепуска его по мере срабатывания в процессе плавки.

Устройство состоит из двух зажимных колец — нижнего на траверсе гидро-подъемника и верхнего, установленного на площадке над первым кольцом. Нижнее кольцо постоянно удерживает электрод посредством трех обжимных лент с цилин-драми. Цилиндры (отжима лент) выполнены поршневыми, внутри цилиндров уста-новлены тарельчатые пружины, создающие усилие, необходимое для удержания электродов.

Система гидроприжима контактных щек.

Система предназначена для подачи рабочей жидкости в полости механиз-мов прижима контактных щек токовводов.

Насосная станция системы гидроприжима состоит из бака, установки насо-са, коллектора.

В состав бака входят: собственно бак, на который установлены клапан пре-дохранительный СППК-4 и термометр сопротивления ТСП 8 789; крышка, на ко-торой закреплены: фильтр, датчики уровня жидкости, теплообменники.

Установка насосов состоит из рамы, на которую установлены три насоса ЦНСА 38−220 с электродвигателями 4АМ 200 2УЗ, мощностью 45 кВт, n = 3000 об/мин; напорные патрубки насосов объединены общим коллектором, подвод кон-денсата пара через общий коллектор. Включение резервного насоса и отключение основного осуществляется как в ручном, так и в автоматическом режиме.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой