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 240740

Срок обучения 3г 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: 50000 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°С, при 900°С 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°С 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°С 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 = 37900 - 33,88T

3/4FeO · TiO₂ + C = 3/4Fe + 1/4Ti₃O₅ + CO, ?G°_T = 40106 + 36,39T

2/3FeO · TiO₂ + 2CO = 2/3Fe + 1/3Ti₂O₃ + 2CO₂, ?G°_T = 42434 - 36,87T

1/2FeO · TiO₂ + C = 1/2Fe + 1/2TiO + CO, ?G°_T = 53684 + 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°С 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°С 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) = 0,00003

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 + 0,00003	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) = 51531,1 / 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). М_х 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:

С_кр = ?m_ic_i / ?m_i (9)

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

С_ср = (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):

Q_в = 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 423266 кДж/ч.

Общий приход тепла (без учёта электрической энергии):

Q_прих = 122883 + 8892 + 423299 = 555074 кДж/ч.

Расход тепла.

Количество физического тепла, уносимого шлаком, определяем следующим образом.

Примем температуру шлака 1800?С.

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

Тогда количество тепла, уносимого шлаком, по формуле (3.10):

Q_шл = 1000 ? 4,16 ? 2360 = 9817600 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 = 1579197 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:

Q_г = m ? J (11)

где J -энтальпия газа (кДж/м³)

Q_г = 309,8 ? 4,16 ? 1866 = 2404839 кДж/ч.

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

Q_рос = 9817600 + 1579197 + 1116073 + 4169318 + 2069040 = 18751228 кДж/ч.

Требуется ввести тепло за счёт электрической энергии:

Q_Э = 18751223 - 423299 = 18327929 кДж/ч.

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

Q_г = 18327929 ? 0,08 = 1466234,3 кДж/ч.

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

Q_o = 18751228 + 1466234,3 = 20217462 кДж/ч

При плавке титанового шлака протекают эндотермические реакции.

Данные о тепловых эффектах этих реакций при температуре плавки отсутствуют.

По формулам:

Q_т = 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 = ? ?Н⁰_298кон - ? ?Н⁰_298исх

где ?Н⁰_298кон и ?Н⁰_298исх 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

Q_тчас = ?m_i / M_iQ_т? (12)

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

M_i -молекулярная масса соединения;

? -время переработки исходного соединения, ч.

Найдём количество тепла, поглощаемого при протекании реакции за 1 час, Q^ч_n.

Тепловой эффект реакции:

TiO₂ + 2C = Ti + 2CO (13)

Q^ч₂₀₇₃ = -50 кДж

Поглощаемое тепло Q^ч = -33396 кДж/ч

Для реакции MnO + C = Mn + CO (14)

-тепловой эффект Q²₂₀₇₃ = -148 кДж

-поглощаемое тепло Q^ч₂ = -3082 кДж/ч

Для реакции FeO + C = Fe + CO (15)

-тепловой эффект Q³₂₀₇₃ = -187.1 кДж

-поглощаемое тепло Q^ч₃ = -3690219 кДж/ч

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

-тепловой эффект Q⁴₂₀₇₃ = -200 кДж

-поглощаемое тепло Q^ч₄ = -344124 кДж/ч

Для реакции SiO₂ + C = Si + 2CO (17)

-тепловой эффект Q⁵₂₀₇₃ = -200 кДж

-поглощаемое тепло Q^ч₅ = -81664 кДж/ч

Для реакции V₂O₅ + 5C = 2V + 5CO (18)

-тепловой эффект Q⁶₂₀₇₃ = -906,6 кДж

-поглощаемое тепло Q^ч₆ = -16833 кДж/ч

Общий расход тепла на эндотермические реакции:

Q_энд = 33396 + 3082 + 3690219 + 344124 + 81664 + 16833 = 4169318 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:

F_n = 0,7854 ? d₁² = 0.7854 ? 8,8² = 60,8 м²

-Потери тепла через подину определяются по формуле:

Q_n = k' ? F_n ? ?

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

? -время переработки расчётного количества материалов, ч.

Q_n = 5800 ? 60,8 ? 1 = 352640 кДж/ч

Потери тепла через стены в зоне расплава

Q_n = 705280 кДж/ч

Средняя толщина стен из кирпича

S_m =

Потери тепла стены в газовой зоне

Q_nг = 206320 кДж/ч

Потери тепла через бетонную крышку свода:

Q_nk = 804800 кДж/ч

Q_общn = 352640 + 705280 + 206320 + 804800 = 2069040 кДж/ч

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

Q_н = 20217462 ? 0,05 = 1010873 кДж/ч

Q_пол = 20217462 + 1010873 = 21228335 кДж/ч

Полный расход тепла в электропечи.

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

Q_эп = 21228335 - 555074 = 20673261 кДж/ч

На основании расчётов составим тепловой баланс рудно-термической печи (см. таблицу 3.18).

Расход электрической энергии за 1 час:

20673261 / 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	20673261 122883 8892 623299	97 0,33 0,45 2,22	1.Физическое тепло шлака 2.Физическое тепло чугуна 3.Тепло отходящих газов 4.Тепло эндотерми-ческих реакций	9817600 1579197 2404839 4169318	41,04 7,4 11 20,6
			5.Потери тепла поверхности печи 6.Потери тепла в	2069040 1466234	10,2 5,0
Продолжение таблицы 9
			трансформаторе и токоподводящих устройствах 7.Неучтённые потери	1010873	4,76
			Итого:	21228335	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 10360-85
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=[(t_распл-t_возд)/(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 t_нар =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 + 8.734375 =

= 4.109375 = 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 -

- 0.004100625 = 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 + 0.060225 -

- 0.00121 = 0.419015 = 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 = t_расп - 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

t_нар = 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 t_нар =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 + 10.187775 =

= 4.072775 = 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 -

- 0.00527 = 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 -

- 0.00149 = 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 = t_расп - 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

t_нар = 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 t_нар =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 -

- 0.00112 = 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 = t_расп - 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

t_нар = 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	14570
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 790х1200 мм - 1 шт. и 950х1400 - 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 130х130 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 08789; 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.