Проектирование отделения восстановительной электроплавки ильменитового концентрата
Сущность выплавки титановых шлаков руднотермическим способом. Процессы окислительного и восстановительного обжига ильменитового концентрата. Восстановление обожённого материала в аналогичной печи с использованием в качестве восстановителя кокса.
Рубрика | Производство и технологии |
Вид | курсовая работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 19.02.2009 |
Размер файла | 81,3 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
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). 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 423266 кДж/ч.
Общий приход тепла (без учёта электрической энергии):
Qприх = 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] ?Ншл = 2360 кДж/кг.
Тогда количество тепла, уносимого шлаком, по формуле (3.10):
Qшл = 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:
Qг = m ? J (11)
где J -энтальпия газа (кДж/м3)
Qг = 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.
Qрос = 9817600 + 1579197 + 1116073 + 4169318 + 2069040 = 18751228 кДж/ч.
Требуется ввести тепло за счёт электрической энергии:
QЭ = 18751223 - 423299 = 18327929 кДж/ч.
Потери тепла в трансформаторе и токоведущих устройствах примем равными 8% от тепла, вводимого электрической энергией:
Qг = 18327929 ? 0,08 = 1466234,3 кДж/ч.
Неучтённые потери тепла оценим следующим образом. Общий расход тепла с учётом потерь в трансформаторе и токопроводах.
Qo = 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:
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 = -33396 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 = -3690219 кДж/ч
Для реакции Fe2O3 + C = 2FeO + CO (16)
-тепловой эффект Q42073 = -200 кДж
-поглощаемое тепло Qч4 = -344124 кДж/ч
Для реакции SiO2 + C = Si + 2CO (17)
-тепловой эффект Q52073 = -200 кДж
-поглощаемое тепло Qч5 = -81664 кДж/ч
Для реакции V2O5 + 5C = 2V + 5CO (18)
-тепловой эффект Q62073 = -906,6 кДж
-поглощаемое тепло Qч6 = -16833 кДж/ч
Общий расход тепла на эндотермические реакции:
Qэнд = 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:
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 = 352640 кДж/ч
Потери тепла через стены в зоне расплава
Qn = 705280 кДж/ч
Средняя толщина стен из кирпича
Sm =
Потери тепла стены в газовой зоне
Qnг = 206320 кДж/ч
Потери тепла через бетонную крышку свода:
Qnk = 804800 кДж/ч
Qобщn = 352640 + 705280 + 206320 + 804800 = 2069040 кДж/ч
Примем неучтённые потери тепла равными 5% от общего расхода тепла:
Qн = 20217462 ? 0,05 = 1010873 кДж/ч
Qпол = 20217462 + 1010873 = 21228335 кДж/ч
Полный расход тепла в электропечи.
Требуется ввести тепла в счёт электроэнергии для покрытия всех тепловых потерь:
Qэп = 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-91ГОСТ 4689-74 |
|
Засыпка |
54 мм(в оси печи) |
Порошок магнезитовый ПМИ-1ГОСТ 10360-85 |
|
Гребешки под окаты |
528 мм(в оси печи) |
Изделия шамотные общего назначения ГОСТ 8691-73Кирпич 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 + 8.734375 =
= 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 = 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 + 10.187775 =
= 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 = 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 -
- 0.00112 = 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 = 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 |
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.
Подобные документы
Обзор способов переработки молибденитового концентрата, все достоинства и недостатки каждого из них. Расчет рационального состава концентрата. Выбор и расчет основного оборудования и вспомогательного оборудования. Методы очистки отходящих газов из печи.
курсовая работа [2,0 M], добавлен 10.03.2015Печи для обжига сульфидных концентратов в кипящем слое. Научные основы окислительного обжига медных концентратов. Оценка выхода обоженного медного концентрата и его химический и рациональный состав. Определение размеров печи для обжига в кипящем слое.
курсовая работа [1,9 M], добавлен 26.10.2022Способы переработки молибденитового концентрата, подбор экономически и технологически выгодного варианта. Расчет процесса обжига молибденитового концентрата, суточного материального баланса. Рациональный состав огарка, количество и состав отходящих газов.
курсовая работа [733,8 K], добавлен 04.08.2012Технологическая схема получения цинка. Обжиг цинковых концентратов в печах КС. Оборудование для обжига Zn-ых концентратов. Теоретические основы процесса обжига. Расчет процесса обжига цинкового концентрата в печи кипящего слоя. Расчет оборудования.
курсовая работа [60,0 K], добавлен 23.03.2008Основные характеристики и конструкция трубчатых вращающихся печей. Тепловой и температурный режимы работы вращающихся печей. Основы расчета ТВП. Сущность печей для окислительного обжига сульфидов. Печи глиноземного производства (спекание и кальцинация).
курсовая работа [693,6 K], добавлен 04.12.2008Принцип обжига в кипящем слое сульфидов. Конструкции обжиговых печей КС. Определение размеров печи, ее удельной производительности, оптимального количества дутья, материального и теплового баланса окисления медного концентрата. Расчёт газоходной системы.
курсовая работа [131,5 K], добавлен 05.10.2014Пробирочный анализ свинцового сульфидного концентрата. Приближенный расчет минерального состава концентрата. Определение количества селитры в шихте. Восстанавливающая способность. Расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд.
курсовая работа [26,5 K], добавлен 19.02.2009