Проектирование отделения восстановительной электроплавки ильменитового концентрата

Министерство образования и наукиРеспублики Казахстан
Восточно-КазахстанскийГосударственный Технический Университет им. Д.Серикбаева
КУРСОВАЯРАБОТАпо дисциплине«металлургия легких и редкихметаллов»Тема:«Проектирование отделениявосстановительнойэлектроплавки ильменитовогоконцентрата»
Выполнил студент
Группы 240740
Срок обучения 3г 10 мес
Шифр:
Усть-Каменогорск, 2008 г.

Задание накурсовой проект
Тема:«Проектирование отделения восстановительной электроплавки ильменитовогоконцентрата»
Исходные данные:
Состав ильменитовогоконцентрата, (%): 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 отделениятитанового шлака: 50000 т/год.

Содержание
Введение
1 Расчет технологическихпроцессов
1.1 Расчёт материальныхпотоков, материальный баланс
1.2 Расчёт тепловогобаланса рудно-термической печи
2 Расчет оборудования
2.1 Выбор итехнологический расчёт основного оборудования
2.2 Выбор и расчётвспомогательного оборудования
3 Охрана труда и техникабезопасности
3.1 Анализ опасныхпроизводственных факторов
3.2 Организационные итехнические мероприятия
3.3 Санитарно-гигиеническиемероприятия
Список использованнойлитературы

Введение
Высокиетемпы развития техники обуславливают необходимость расширения применяемыхвысококачественных конструкционных материалов с самыми различными свойствами. Скаждым годом увеличивается количество металлов и сплавов, используемых присоздании новых механизмов, машин, приборов.
Среди металлов, на основекоторых разрабатываются сплавы с повышенными механическими и коррозионнымисвойствами, способные работать в сложных условиях, важное место принадлежиттитану.
Титан, как ни один другойметалл, обладает удачным сочетанием физических, химических и механическихсвойств. Своей тугоплавкостью, исключительной коррозионной стойкостью и высокоймеханической прочностью на единицу массы он превосходит такие широкораспространённые конструкционные металлы, как железо, алюминий, магний. Всоответствии со свойствами титан применяют главным образом в авиастроении,ракетостроении и химической промышленности.
Современное производствотитана основано на переработке рутиловых и ильменитовых концентратов.Наибольший интерес представляет производство титана из ильменитовыхконцентратов, при плавке которых получаются высокотитановые шлаки.
В настоящее времявыплавка титановых шлаков производиться руднотермическим способом. Руднотермия–отрасль техники, занимающаяся восстановлением окислов металлов сиспользованием электрической энергии как источника тепла.
Сущностьруднотермического способа выплавки титановых шлаков состоит в нагреве исходнойшихты – титанового концентрата и восстановителя – в ванне руднотермическойпечи. При этом добиваются осуществления сложных физико-химических процессоввосстановления окислов, расплавления и разделения образующихся продуктовреакции –титанового шлака и металла. Достигается комплексное использованиесырья и практически полное разделение железа и титана с получением товарныхпродуктов: легированого чугуна и титанового шлака.
Исследованиювосстановления железо-титановых концентратов в твёрдой фазе посвящены многиеработы, которые, в зависимости от природы применяемого восстановителя, можноусловно разделить на группы:
- восстановлениеконцентратов с использованием в качестве восстановителя водорода;
- восстановлениеконцентратов с использованием в качестве восстановителя углерода или егогазообразных соединений;
- выделение изтитановых концентратов железа и других примесей с помощью выщелачивания.
В работе [7] рассмотреновосстановление водородом при 700-900°С тонко измельчённой механической смеси Fe2O3 + 3TiO2(соответствует по составу аризониту) аризонитового и ильменитовогоконцентратов. Результаты исследований показывают, что наиболее легковосстанавливается железо, входящее в состав механической смеси.
Проведены исследования повосстановительному обжигу ильменитовых концентратов различного происхождения исостава с использованием в качестве восстановителя технического водорода. Опытыпроводились в кварцевом реакторе при температуре 700-1200°С. Были сделаныследующие выводы: восстановление концентрата, в котором титан находиться восновном виде аризонита протекает лучше с заметной скоростью уже притемпературе 700°С, при 900°С и выдержке 2 ч свыше 90% содержащихся вконцентрате оксидов железа восстанавливаются до металла. Дальнейшее увеличениетемпературы и выдержки не оказывают существенного влияния на степень восстановленияжелеза.
В результатевосстановительного обжига при указанных условиях магнитная восприимчивостьвозросла в несколько десятков и сотен раз (в виду разного состава).
При этом присутствующий вконцентрате хромит при восстановительном обжиге практически не повышает своеймагнитной восприимчивости. Это позволяет достаточно полно отделить его отильменита в процессе магнитной сепарации.
Указанные обстоятельствапредставляют особый интерес, так как могут открыть возможность дляиспользования титанового сырья с повышенным содержанием хрома для производствапигментного диоксида титана и металла.
Исследованиявосстановления ильменита углеродом и его соединениями рассмотрены рядом авторов[4,8,9].
Опыты проводили в вакуумепри непрерывной откачке газообразных продуктов. Восстановление ильменитаначинается при более высоких температурах и протекает медленнее, чемвосстановление оксида двухвалентного железа: при 1150°С и выдержке 15 чвосстановилось до металла только 85% входящей в состав ильменита закиси железа.В присутствии СО и при увеличении её парциального давления скоростьвосстановления возрастает, причём наиболее заметно при одновременномприсутствии твёрдого углерода и СО. Восстановление TiO2 до низшихокислов (Ti2O5, Ti2O3) наблюдалосьтолько при температуре 1150°С и выше при большом избытке восстановителя.
По результатам этихопытов сделан вывод, что ильменит восстанавливается в основном за счётвзаимодействия с СО без разложения его на TiO2 и FeO. ВосстановлениеFeO ускоряет восстановление, связанной с ним в ильмените TiO2.Тормозящее влияние на скорость восстановления ильменита оказывают добавки SiO2, Al2O3, Fe3O4, что объясняется уменьшением реакционной поверхностиматериала из-за образования силикатов, алюминатов и ферритов. Соли же щелочныхметаллов (особенно поташ) активизируют процесс.
Отмечается [8]ступенчатый характер восстановления TiO2из ильменита до низших оксидов по реакциям:
FeO · TiO2+ C = Fe + TiO2 + CO, ΔG°T = 37900 — 33,88T
3/4FeO · TiO2+ C = 3/4Fe + 1/4Ti3O5 + CO, ΔG°T = 40106+ 36,39T
2/3FeO · TiO2+ 2CO = 2/3Fe + 1/3Ti2O3 + 2CO2, ΔG°T= 42434 — 36,87T
1/2FeO · TiO2+ C = 1/2Fe + 1/2TiO + CO, ΔG°T = 53684 + 37,62T
Образующиеся в процессевосстановления полутораоксид и монооксид титана при повышении температурырастворяются в решётке ильменита с образованием однофазных твёрдых растворов,что осложняет восстановление оксида двухвалентного железа из ильменита.
В лабораторных условияхизучено восстановление индивидуальных ильменита и титаномагнетита оксидомуглерода и металлургическим коксом при 800-1100°С [4].
Установлено, чтовосстановление указанных титанатов оксидом углерода носит сорбционный характери при 900°С протекает при селективном восстановлении магнетита, входящего всостав титаномагнетита, причём эта селективность сохраняется до достижениястепени восстановления железа около 30%.
При восстановлении в техже условиях титанатов твёрдым углеродом процесс протекает также в широкимразвитием сорбционных явлений. Однако здесь не наблюдается селективноговосстановления магнетита вследствие протекания реакций Будуара с образованием всорбционном слое газовой фазы с более высоким содержанием СО, что приводит кодновременному восстановлению магнетита и ильменита.
На основании полученных вработе [9] данных об изменении энергии активации процесса сделано заключение,что восстановление титанатов оксидом углерода и твёрдым углеродом протекает вкинетической, переходной и диффузионной областях и что наиболее высокаяскорость процесса наблюдается в кинетической области.
В промышленных условияхподдержание 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, представляющиеинтерес для изучения процесса восстановительного обжига титановых концентратов,рассмотрены в ряде работ [4,8,9]. Во многих исследованиях отмечаетсяцелесообразность окислительного обжига ильменитовых концентратов перед ихвосстановительным обжигом [4,8]. Предварительный окислительный обжигконцентратов позволяет перевести двухвалентное железо в трёхвалентное иослабить структуру ильменита, что приводит к повышению его химическойактивности. Кроме того, в результате окислительного обжига на поверхности зёренильменита образуется пористая плёнка, предотвращающая их спекание припоследующем восстановительном обжиге. По данным работы [4], окислительный обжигпроводился при 900-950°С и продолжительность выдержки 1,5 ч с использованием вкачестве окислителя воздуха с добавкой 10% О. По данным других работ, окислениеильменитового концентрата может осуществляться при 1000°С и выдержке 3 ч сдобавлением в шихту около 1% пиролюзита.
В промышленных условияхпроцессы 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 вовращающейся трубчатой печи при 1000-1030°С образуются оксиды типа FeTi2O5,Fe2TiO5 и MnTiO5. В процессе восстановленияобожённого таким образом материала в аналогичной печи с использованием вкачестве восстановителя кокса и прохождения материала в течение 8 ч черезтемпературные зоны печи (1100°С) происходитвосстановление железа до металла и части TiO2 до низших оксидов титана, образующих привзаимодействии с ильменитом твёрдые растворы [4].

1 Расчёттехнологических процессов
 
1.1 Расчёт материальныхпотоков, материальный баланс
Химический составконцентрата, (%): 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.
1.  Расчёт выполнен на 100 кг концентрата .
Таблица 1- Распределениекомпонентов 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 — Распределениекомпонентов по продуктам плавкиКомпонент 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
2.  TiO2 восстанавливается доTi 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 TiO2до Ti2O3 освобождается
51,532 · 0,3 ·16 / 160 = 1,546 кг О2.
3.  Fe2O3восстанавливается до Fe спереходом 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 или3,183 · 16 / 72 = 0,707 кг О2.
4.  Cr2O3восстанавливается до Cr спереходом 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.
5.  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.
6.  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.
7.  V2O5 восстанавливаетсядо 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.
8.  P2O5 восстанавливаетсядо 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.
9.  Сера переходит в металл в количестве 0,008 кг.
10. Оставшиеся вшлаке окислы будут в виде FeO
4,38 · 144 / 160 = 3,922 кг FeO
с высвобождением 4,358 ·16 / 160 = 0,436 кг О2.
11. Всего выделитьсякислорода:
0,007 + 7,409 + 0,707 + 0,357 + 0,13+ 0,012 + 0,035 + 0,01 + 0,436 = 9,1 кг.
12. Требуетсяуглерода для связывания О2 до СО:
9,1 · 12 / 16 = 6,83 кг С
Предполагаем, что металлнауглераживается 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.
13. Масса шлака всоответствии 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.
14. Общиё расходуглерода составит: 6,83 + 0,344 = 7,174 кг С.
С учётом 15% угаравосстановителя потребуется углерода:
7,174 · 1,15 = 8,25 кг.
15. По опытным даннымрасход графитированных электродов при плавки концентрата составляет 21,2 кг/тшлака 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. Насвязывание кислорода расход углерода составит:
1,3142 ·12 / 16 = 0,9856 кг.
Из 100 кг антрацита 80 кг углерода будет израсходовано на восстановление концентрата, науглероживанияконцентрата металла и восстановления золы антрацита.
Навосстановление 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
Суммарныйрасход углерода: 7,021 + 0,103 = 7,123 кг С
20. Расходугля составит: 7,123 / 0,8 = 8,904 кг
21. Такоеколичество 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 Составшлака

Таблица 3- Состав шлакаКомпонент 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 металлаКомпонент 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 антрацитасоставит: 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
Разностьсоставит: 15,46 – 13,91 = 1,55 кг
Всего TiO236,071 + 15,46 = 51,531 кг
СодержаниеTiO2 в шлаке с учётом предполагаемого увеличения его объёмасоставит:
51,531·100 / (69,061 + 1,546) = 51531,1 / 70,607 = 72,983
Впересчёте на 80% шлак, масса шлака составит:
72,983 ·70,607 / 80 = 64,41 кг
или, чтото же:
51,531 ·100 / 80 = 64,61 кг.
25. Расходконцентрата 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. Влагаантрацита внесёт в ванну по п.п. 16 и 20:
0,025 +(8,904 · 0,66 / 100) = 0,084 кг
28. Изконцентрата и угля улетучиться сера:
0,025 +(8,904 · 0,66 / 100) = 0,084 кг.
Неучитывая тот фактор, что сера для своего окисления восстановит в небольшомколичестве часть окислов в концентрате.
29.Полагая, что летучие угля состоят из СО2 и СН4 в равномотношении по массе (в действительности они состоят из десятков углеводородныхсоединений). 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. Навосстановление окислов в концентрате и золе угля, расход углерода по п.п. 12,19 составит:
6,83 +0,103 = 6,933 кг.
собразованием: 6,933 · 22,4 / 12 = 13,07 м3 СО (16,34 кг).
31. Дляугля и электродов примем угар равным 15%. Этот избыток вводимых углеродистыхматериалов расходится на взаимодействие с кислородом воздуха, которыйнаходиться в печи перед включением и поступает во время её работы через рабочиеокна.
По п.15избыток электродов равен: 1,446 – 1,229 = 0,223 кг.
Углеродаугля: 8,25 – 7,174 = 1,074 кг.
Всего 0,22+ 1,074 = 1,2944.
ОбразуетсяСО при угаре: 1,2944 · 22,4 / 12 = 2,2416 м3 СО (3,02 кг).
Потребуетсякислорода воздуха: 2,416 / 2 = 1,208 м3 О2 (1,726 кг).
С воздухомпоступит N2: 1,208 ·79 / 21 = 4,544 м3 N2 (5,68 кг).
32. Составреакционных газов, м3:
Таблица 5- Состав реакционных газовСО 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
Массагазов на 1 тонну шлака составит:
26,21 ·1000 / 69,061 = 305,179 кг.
33.Количество пылевидных отходов (часть из них под воздействием высоких температурв зоне дуг может быть в газообразном виде до поступления в аспирационнуюсистему) составит:
улетучитьсяиз концентрата по таблице 2 -3,235 кг., из угля по таблице 3 –1,3142.
8,904 ·1,3142 / 100 = 0,117 кг
Всего3,235 + 0,117 = 3,352 кг.
За вычетомсеры, 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.
Ориентировочныйсостав 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.
33.1Запылённость 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 %
Расход1 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 потитану –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 пожелезу –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 -Материальныепотоки выплавки титанового шлака
1.2 Расчёт тепловогобаланса рудно-термической печи
Расчётпроводим на часовую производительность печи по титановому шлаку. Поматериальному балансу на 1000 кг концентрата получается 690 кг шлака. При производительности печи 100 т/сутки титанового шлака для перехода к часовойпроизводительности введём коэффициент пересчёта
100 / 24 = 4,16
Приход тепла
Количествофизического тепла шихты определим следующим образом.
Примем температуру шихты20˚С.
Рассчитаем среднююудельную 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 удельнуютеплоёмкость шихты определим по формуле:
Скр = Σmici / Σmi                                                                             (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 физическоготепла воздуха, поступающего в печь определяем при температуре 20˚С,удельная теплоёмкость при этой температуре 1,3 кДж/(кг·К). Объёмпоступающего воздуха:
(106,3 · 4,16) /1,29 = 342,00 м3
Количество теплавносимого 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 отсгорания углерода по данным [5] составит 423266 кДж/ч.
Общий приход тепла (безучёта электрической энергии):
Qприх = 122883 + 8892 + 423299 = 555074кДж/ч.
Расход тепла.
Количествофизического тепла, уносимого шлаком, определяем следующим образом.
Примем температуру шлака1800˚С.
Энтальпия шлака по [5] ΔНшл= 2360 кДж/кг.
Тогда количество тепла,уносимого шлаком, по формуле (3.10):
Qшл = 1000 · 4,16 · 2360 =9817600 кДж/ч.
Количество физическоготепла, уносимого чугуном, оцениваем следующим образом.
Примем температуру чугуна1500˚С. Теплоёмкость его при этой температуре 0,833 кДж/(кг·К). Тогдаколичество тепла, уносимого чугуном, также определим по формуле (2):
Q = 302 · 4,16 · 0,838 ·1500 = 1579197 кДж/ч.
Количество теплаотходящими 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 трансформатореи токоведущих устройствах находим следующим образом. Определим общий расходтепла без учёта потерь трансформатора и тоководах.
Qрос = 9817600 + 1579197 + 1116073 +4169318 + 2069040 = 18751228 кДж/ч.
Требуется ввести тепло засчёт электрической энергии:
QЭ = 18751223 – 423299 = 18327929 кДж/ч.
Потери тепла втрансформаторе и токоведущих устройствах примем равными 8% от тепла, вводимогоэлектрической энергией:
Qг = 18327929 · 0,08 = 1466234,3 кДж/ч.
Неучтённые потери теплаоценим следующим образом. Общий расход тепла с учётом потерь в трансформаторе итокопроводах.
Qo = 18751228 + 1466234,3 = 20217462кДж/ч
При плавке титановогошлака протекают эндотермические реакции.
Данные о тепловыхэффектах этих реакций при температуре плавки отсутствуют.
По формулам:
Qт = Q298 + α(Т – 298) + β(Т2 – 2982) + γ(Т3 – 2983);
где α = Σna; β = 0,5Σnb; γ = 1/3Σnc
а, b и с –постоянные коэффициенты вуравнениях температурной зависимости истинной молекулярной теплоёмкости длякаждого из компонентов, участвующих в реакции:
n – количество молей каждогокомпонента;
Т –абсолютная температурапроцесса, К;
Q298 – тепловой эффект реакции при 298 К,кДж.
Для определения Q298 используется формула:
Q298 = Σ ΔН0298кон — Σ ΔН0298исх
где ΔН0298кони ΔН0298исх энтальпия образования исходных иконечных соединений реакций в стандартных условиях, кДж/моль.
Определим тепловой эффектреакции при температуре плавки 1800˚С с учётом агрегатного состояниясоединений участвующих в реакциях Qn2073. Далее по формуле
Qтчас = Σmi/ MiQтτ                                                                          (12)
где mi–количество исходного соединения вступающего в реакцию, кг;
Mi–молекулярная масса соединения;
τ –время переработкиисходного 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 наэндотермические реакции:
Qэнд = 33396 + 3082 + 3690219 + 344124 +81664 + 16833 = 4169318 кДж/ч
Потери тепла поверхностипечи определяются следующим образом.
1.  Потери тепла через под печи. Примемопытный 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 черезподину определяются по формуле:
Qn = k’ · Fn ·τ
где k’ –опытный коэффициент потерь теплачерез под печи, кДж/(м2·ч)
τ –время переработкирасчётного количества материалов, ч.
Qn= 5800 · 60,8 · 1 = 352640 кДж/ч
2.  Потери тепла через стены в зонерасплава
Qn = 705280 кДж/ч
Средняя толщина стен изкирпича
Sm=
3.  Потери тепла стены в газовой зоне
Qnг= 206320 кДж/ч
4.  Потери тепла через бетонную крышкусвода:
Qnk = 804800 кДж/ч
Qобщn = 352640 + 705280 + 206320 + 804800= 2069040 кДж/ч
Примем неучтённые потеритепла равными 5% от общего расхода тепла:
Qн = 20217462 · 0,05 = 1010873 кДж/ч
Qпол = 20217462 + 1010873 = 21228335кДж/ч
Полный расход тепла вэлектропечи.
Требуется ввести тепла всчёт электроэнергии для покрытия всех тепловых потерь:
Qэп = 21228335 – 555074 = 20673261 кДж/ч
На основании расчётовсоставим тепловой баланс рудно-термической печи (см. таблицу 3.18).
Расход электрическойэнергии за 1 час:
20673261 / 3600 = 8743кВт·ч
За 1 час выплавляется4,16 тонны титанового шлака, тогда удельный расход электроэнергии (на 1 тоннушлака) составит:
8734 / 4,16 = 2100 кВт·ч.

Таблица 9 — Суточныйтепловой баланс руднотермической печиПриход 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 эндотерми­ческих 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 температурподины печи
Притемпературе на центральной термопаре подины 1030°С расчётнаятемпература подины печи в рабочем пространстве печи составит 1400°С.
Данная температураприемлема для периклазового кирпича (температура начала деформации поднагрузкой 0.2 Мпа 1550°С),но желательно на подине иметь слой затвердевшего металла и более низкиетемпературы.
По данным материальногобаланса печей, температура металла на выпуске из печи изменяется в пределах от1350 до 1500°С.Расчёт подины футеровкируднотермической печи
Расчётвыполняется с целью определения температуры на внутренней поверхности подиныпечи РКЗ-16.5Т-И1 по показаниям термопар, установленных в нижнем уровнефутеровки.
Исходные данные
Футеровкаподины печи выполнена из следующих слоёв огнеупорной и теплоизоляционнойкладки: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 печивыполнено из углеродистой стали (толщина листа 25 мм.). В конструкции печи выполнен обдув днища кожуха. Обдув выполняется воздухом и подводосуществлён в оси печи в нижнеё его части. Температура воздуха + 5°С.
Температура расплаваметалла на поверхности ванны печи принимаем 1500°С.Расчёт
Расчёт тепловых потерьиз-за большого радиуса сферы окатов ведём как через плоскую стенку [2].
Q=[(tраспл-tвозд)/(1/a+S1/l1+S2/l2+S3/l3+S4/l4+S5/l5+1/aнар)]×F×t
где: a -коэффициент теплоотдачи от расплавапериклазовой футеровки, (ввиду большого значения a значением слагаемого 1/a в расчётах принебрегаем);
S1 и l1 –соответственно толщина в метрах и коэффициенттеплопроводности в Вт/(м×К) периклазового слоя;
S2 и l2 –соответственно толщина в метрах и коэффициенттеплопроводности в Вт/(м×К) порошка магнезитового слоя;
S3 и l3 –соответственно толщина в метрах и коэффициенттеплопроводности в Вт/(м×К) шамотного слоя;
S4 и l4 –соответственно толщина в метрах и коэффициенттеплопроводности в Вт/(м×К) шамотной засыпки;
S5 и l5 –соответственно толщина в метрах и коэффициенттеплопроводности в Вт/(м×К) стального листа днища кожуха (в расчётах на учитывается);
aнар –коэффициент теплоотдачи от стенкиднища кожуха в окружающую атмосферу;
F –эффективная площадь тепловогопотока через подину печи (среднее арифметическое между значением площадисферической поверхности сегмента верхнего оката футеровки и площадь поверхностиднища кожуха печи).
Задаёмся значениямитемператур на границе:
- периклаз –магнезитовыйпорошок t1 =800°С;
- магнезитовыйпорошок –шамот t2 =700°С;
- шамот –засыпкашамотная t3 =100°С;
- засыпка шамотная–кожух печи t4 =80°С.
Теплопроводность изделийпериклазовых определяется по формуле:
l1 = 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 слояв °С.
Совпадение температурнеудовлетворительное .
Задаёмся болееприближёнными значениями температур на границах слоёв:
- периклаз–магнезитовый порошок t1=1000°С;
- магнезитовыйпорошок –шамот t2 =950°С;
- шамот –засыпкашамотная t3 =400°С;
- засыпка шамотная–кожух печи t4 =150°С;
- наружнаятемпература tнар =20°С.
Теплопроводность изделийпериклазовых определяется по формуле:
l1 = 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 слояв °С.
t = (1500 + 1000) / 2 =1250 °С
l1 = 14 — 14.9 × 10-3 × 1250 + 5.59 × 10-6 × 12502 = 14 — 18.625 +8.734375 =
= 4.109375 = 4.1 Вт / (м × К)
Теплопроводностьшамотного кирпича ША-1 определяется по формуле:
l3 = 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 слояв °С.
t = (950 + 400) / 2 =675 °С
l3 = 0.974 – 0.372 × 10-3 × 675 – 0.009 × 10-6 × 6752 = 0.974 + 0.2511 –
— 0.004100625 = 1.22 Вт /(м × К)
Теплопроводность шамотнойзасыпки:
l4 = 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 слояв °С.
t = (400 + 150) / 2 =275 °С
l4 = 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, плотностьтеплового 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 сходимостьтемператур на границах слоёв:
t1 = tрасп – q1(S1 / l1) = 1500 – 1663 (0.92 /4.1) = 1126 °С
t2 = t1 –q1(S2 / l2) = 1126 – 1663 (0.054 /5.6) = 1110 °С
t3 = t2 – q1(S3 / l3) = 1110 – 1663 (0.528 / 1.22) = 390 °С
t4 = t3 – q1(S4 / l4) = 390 – 1663 (0.05 / 0.38) = 171 °С
tнар = t4 – q1(1/ lнар) = 171 – 1663 (1 / 9.97) = 4 °С
Совпадение температурнеудовлетворительное.
Задаёмся болееприближёнными значениями температур на границах слоёв:
- периклаз–магнезитовый порошок t1=1100°С;
- магнезитовыйпорошок –шамот t2 =1080°С;
- шамот –засыпкашамотная t3 =450°С;
- засыпка шамотная–кожух печи t4 =160°С;
- наружнаятемпература tнар =10°С.
Теплопроводность изделийпериклазовых определяется по формуле:
l1 = 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 слояв °С.
t = (1500 + 1100) / 2 =1350 °С
l1 = 14 — 14.9 × 10-3 × 1350 + 5.59 × 10-6 × 13502 = 14 — 20.115 +10.187775 =
= 4.072775 = 4.1 Вт / (м × К)
Теплопроводностьшамотного кирпича ША-1 определяется по формуле:
l3 = 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 слояв °С.
t = (1080 + 450) / 2 =765 °С
l3 = 0.974 – 0.372 × 10-3 × 765 – 0.009 × 10-6 × 7652 = 0.974 + 0.285 –
— 0.00527 = 1.254 Вт / (м× К)
Теплопроводность шамотнойзасыпки:
l4 = 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 слояв °С.
t = (450 + 160) / 2 =305 °С
l4 = 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, плотностьтеплового 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 сходимостьтемператур на границах слоёв:
t1 = tрасп – q1(S1 / l1) = 1500 – 1712 (0.92 /4.1) = 1116 °С
t2 = t1 –q1(S2 / l2) = 1116 – 1712 (0.054 /5.6) = 1100 °С
t3 = t2 – q1(S3 / l3) = 1100 – 1712 (0.528 / 1.254) = 379 °С
t4 = t3 – q1(S4 / l4) = 379 – 1712 (0.05 / 0.425) = 178 °С
tнар = t4 – q1(1/ lнар) = 178 – 1712 (1 / 9.97) = 6 °С
Совпадение температурудовлетворительное.
Фактическая температурапо показаниям центральной термопары нижнего уровня (магнезитовый порошок)составляет 970 –1015 °С,что с достаточной степенью точности можно принять температуру раплава на подине1400 °С.
Проверочный расчёт.
Задаёмся значениямитемператур на границах слоёв:
- периклаз–магнезитовый порошок t1=1030°С;
- магнезитовыйпорошок –шамот t2 =1100°С;
- шамот –засыпкашамотная t3 =370°С;
- засыпка шамотная–кожух печи t4 =160°С;
- наружнаятемпература tнар =10°С.
Теплопроводность изделийпериклазовых определяется по формуле:
l1 = 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 слояв °С.
t = (1400 + 1030) / 2 =1215 °С
l1 = 14 — 14.9 × 10-3 × 1215 + 5.59 × 10-6 × 12152 = 14 – 18.1 + 8.25=
= 4.15 Вт / (м × К)
Теплопроводностьшамотного кирпича ША-1 определяется по формуле:
l3 = 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 слояв °С.
t = (1000 + 370) / 2 =685 °С
l3 = 0.974 – 0.372 × 10-3 × 685 – 0.009 × 10-6 × 6852 = 0.974 + 0.255 –
— 0.0042 = 1.225 Вт / (м × К)
Теплопроводность шамотнойзасыпки:
l4 = 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 слояв °С.
t = (370 + 160) / 2 =265 °С
l4 = 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, плотностьтеплового 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 сходимостьтемператур на границах слоёв:
t1 = tрасп – q1(S1 / l1) = 1400 – 1582 (0.92 /4.15) = 1049 °С
t2 = t1 –q1(S2 / l2) = 1049 – 1582 (0.054 /5.6) = 1034 °С
t3 = t2 – q1(S3 / l3) = 1034 – 1582 (0.528 / 1.225) = 352 °С
t4 = t3 – q1(S4 / l4) = 352 – 1582 (0.05 / 0.42) = 164 °С
tнар = t4 – q1(1/ lнар) = 164 – 1582 (1 / 9.97) = 5 °С
Совпадение температурудовлетворительное.
2 Расчет оборудования
 
2.1 Выбор итехнологический 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, машинаразливочная конвейерная, дробилка двухвалковая, насос камерный, дозатор,трансформатор.
Печь электротермическая — для восстановления концентрата с целью обогащения его оксидами титана вполузакрытом или закрытом режимах. Обогащение концентрата происходит путемизбирательного восстановления основной примеси — оксидов железа с образованиемтитанового шлака и металлической фазы — металла. Температура процесса — 1800±100 °С.
Таблица 10 — Техническиехарактеристики РТПНаименование параметра Ед. из­мерения Числовая ха­рактеристика Номинальная мощность трансформатора МВА 25,0 Установленная мощность каждого из трех однофазных трансфор­матора. 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 - Δ/Δ Тип электродов — графитированный, цилиндрической формы. Ø, 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 перемеще­ния 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 бето­ном. Максимальная единовременная загрузка шихты т 120 Характер загрузки — через течку, в центр ванны и под электроды.
Перемещение электродовосуществляется с помощью гидравлических подъемников.
Удержание и перепускэлектродов осуществляется при помощи пружинно-гидравлических устройств.
Установка РТП состоит изследующих основных узлов: кожух; футеровка ванны печи; свод; токоввод;шинопровод; гидроподъемник; кольцо зажимное верхнее; кольцо зажимное нижнее;система питания гидроприжима контактных щек; установка аппарата для прожигалетки; система гидропривода; установка направляющих роликов; системаводоохлаждения; система водоохлаждения свода; монтаж механической установкиконечных выключателей.
Ваннапечи.
Ванна печи представляетсобой ёмкость, футерованную изнутри огнеупорным кирпичом.
Кожух ванны — секционированная стальная конструкция цилиндрической формы выполнена излистового проката σ=25 мм с компенсаторами теплового расшире­нияфутеровки.
В кожухе предусмотрены:три рабочих окна для обслуживания ванны печи, пат­рубки для ввода термопар,контролирующих температуру футеровки. Для охлаждения днища и повышениянадежности работы, кожух установлен на двутавровые балки между которыминагнетается воздух. Для компенсации теплового расширения и предотвращениядеформации и разрывов нижние секции кожуха соединены между собой специальнымипластинчатыми компенсаторами.
Кожух служит дляудержания футеровки ванны и восприятия нагрузок на футе­ровку от расплава итемпературных деформаций в процессе проплавления шихты.
Футеровка ванны печиобразует теплоизоляционное пространство, в кото­ром происходят процессы:нагрева, плавления и восстановления титаносодержащих мате­риалов.
Футеровка ванны выполненав нижней части кожуха из периклазового кирпича марок П-91 или П-89, а верхняячасть (под сводом печи) — футерована шамотным кирпи­чом марки А и выполненауступами.
Кладку периклазовогокирпича 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 шамотамарки ШБЛ-1,0 -1,3, крупностью 8-25 мм. Шамотная крошка наряду с пластинчатымикомпенсаторами на кожухе компенсирует те­пловое расширение кладки.
Кладку печи выполняют встрогом соответствии со специально разработанными техническими условиями.Воздушное охлаждение подины осуществляется путем прину­дительной подачи воздухав каналы, выполненные в подине. Подача воздуха осуществляется 2-мявентиляторами 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 наблюде­ния за ходом плавки ипроведения довосстановления расплава при работе печи в полуза­крытом режиме.
На высоте 9,600 м под углом 35° к продольной оси ванны выложен леточный ка­нал, представляющий собой отверстие вбоковой футеровке ванны сечением 130х130 мм длиной 920 мм, предназначенное для выпуска из печи продуктов плавки. К кожуху ванны в месте выхода леточногоканала прикреплен болтами лоток летки — сварочная конструк­ция, футерованнаяпериклазовым кирпичом.
Водоохлаждаемый сводсостоит из сводового кольца, трубчатого каркаса и трубчатых водоохлаждаемыхпанелей.
Свод состоит из 18водоохлаждаемых панелей, центральная часть -из 12. Для снижения тепловых потерьи увеличения срока службы свод торкретирован жаропрочным бетоном, толщиной 50 мм.
В своде предусмотрены:отверстие для отвода газов, четыре патрубка для подачи шихты, три смотровыхлюка, четыре взрывных клапана, патрубки для термопар и датчи­ков для замераподсводового давления, установлены устройства для уплотнения зазоров междуэлектродами и сводом. Взрывные клапаны предназначены для предохранения свода отразрушения при «хлопках» под сводом печи, сопровождающихся значительным по­вышениемдавления под сводом.
Сводовое кольцопредставляет цилиндрическую обечайку, выложенную с внут­ренней стороныогнеупорным кирпичом. Кольцо снабжено ребрами жесткости и огне­упорнымикронштейнами, посредством которых опирается на рабочую площадку печи.
Система водоохлаждениясвода -состоит из напорного коллектора, роль которого выполняет кольцо каркасасвода, расположенного полукольцом вокруг кожуха ванны, напорных трубопроводов,подводящих воду к секциям свода, уплотнениям элек­тродов и к центральнойзагрузочной течке: сливных трубопроводов, отводящих воду в ка­нализациюоборотной воды через специальные сливные короба. Для охлаждения исполь­зуетсяоборотная вода. От цехового водовода к напорному коллектору вода подается череззадвижки с ручным управлением и задвижку с электроприводом, предназначенную длябыстрого отключения подачи воды при аварийных ситуациях в грязевики (рабочий ире­зервный), предназначенные для очистки воды от щепы и крупных взвешенныхчастиц (размером более 5 мм).
Токоввод.
Токоввод служит дляподвода электрического тока от шинопровода корот­кой сети к графитированномуэлектроду.
Токоввод состоит изтраверсы с кроштейнами крепления токоведущих труб, подвесного кожуха,контактных щек кольца гидроприжима, токоведущих труб и труб водоохлаждения.
Для исключенияпрохождения электротока от контактной щеки на кольцо гидроприжима, вместеконтакта упора прижимного устройства с контактной щекой предусмотрена установкаизоляции.
Электрический токподводится к контактным щекам с помощью медных водоохлаждаемых токоведущихтруб, подсоединенных к щекам.
Кольцо гидроприжимаслужит для прижима контактных щек к электроду и состоит из двух полуколец изнемагнитной стали, соединенных между собой ося­ми.
Полукольцо состоит изсоединенных между собой плитами трех водоохла­ждаемых стаканов, в которыеустановлены гидравлические нажимные устройства, предназначенные для прижатияконтактных щек к электродам.
Нажимные устройствасостоят из гидравлических нажимных компенсато­ров, которые позволяют регулироватьусилие прижатия контактных щек к электро­ду дистанционно, сохраняяравномерность прижима всех щек.
Шинопровод.
Шинопровод предназначендля подвода электрического тока от электро­печных трансформаторов кэлектрододержатедям и состоит из шихтованных паке­тов медных труб, гибкихтоковводов, ленточных компенсаторов, деталей крепле­ния и подвески.
Ленточные компенсаторыпредохраняют вводы низкой стороны трансфор­матора от воздействия вибрации итемпературных деформации. Между компенса­торами разных полярностей установленыэлектроизолирующие экраны.
Для передачиэлектрического тока от шинопровода к токовводу, а также для обеспечениявозможности их перемещения по вертикали на величину хода электродапредусмотрены гибкие токовводы.
Гидроподъемник.
Гидроподъемникпредназначен для перемещения токоввода.с электродом по вертикали и состоит изстанины, в стаканах которой размещены два гидравличе­ских плунжерных цилиндра;кожуха направляющих роликов; траверсы и кожуха подвесного. Подвесной кожухрасположен внутри обоймы с поясом направляющих роликов, которые имеютустройства для регулировки положения подвесного ко­жуха в радиальномнаправлении.
Устройство для перепускаэлектродов.
Устройство предназначенодля удержания электрода и перепуска его по мере срабатывания в процессе плавки.
Устройство состоит издвух зажимных колец — нижнего на траверсе гидро­подъемника и верхнего,установленного на площадке над первым кольцом. Нижнее кольцо постоянноудерживает электрод посредством трех обжимных лент с цилин­драми. Цилиндры(отжима лент) выполнены поршневыми, внутри цилиндров уста­новлены тарельчатыепружины, создающие усилие, необходимое для удержания электродов.
Система гидроприжимаконтактных щек.
Система предназначена дляподачи рабочей жидкости в полости механиз­мов прижима контактных щектоковводов.
Насосная станция системыгидроприжима состоит из бака, установки насо­са, коллектора.
В состав бака входят:собственно бак, на который установлены клапан пре­дохранительный СППК-4 итермометр сопротивления ТСП 08789; крышка, на ко­торой закреплены: фильтр,датчики уровня жидкости, теплообменники.
Установка насосов состоитиз рамы, на которую установлены три насоса ЦНСА 38-220 с электродвигателями 4АМ200 2УЗ, мощностью 45 кВт, n =3000 об/мин; напорные патрубки насосов объединены общим коллектором, подвод кон­денсатапара через общий коллектор.Включение резервного насоса и отключение основногоосуществляется как в ручном, так и в автоматическом режиме.
Коллектор включает в себянапорные и сливные трубопроводы, на которых установлены вентили длярегулирования давления и расхода рабочей жидкости, кроме того, на сливномколлекторе установлены термопары сопротивления, реле протока, электроконтактныеманометры для контроля температуры, протока и дав­ления рабочей жидкости вмеханизмах прижима каждой фазы электропечи.
Управление работойстанции гидроприжима осуществляется со шкафов и пультов управленияэлектропечью.
Из бака конденсат параустановкой насосов (при работающем одном насо­се) подается в напорныйтрубопровод коллектора и через вентили в полости меха­низмов прижима контактныхщек осуществляются через следующие элементы:
вентили, сливнойтрубопровод коллектора, змеевики, теплообменников, металло­конструкции крышки,фильтры Ф 1 в бак.
Конденсат пара,предназначенный для заливки в бак станции гидроприжи­ма, должен удовлетворятьследующим требованиям:
размер твердых частиц не более, мм
массовая доля механических примесей не более ,%
РН
температура, К (°С), не более
0,1
0,1
7,0-8,5
318 (45)
Контроль уровня воды вбаке осуществляется датчиком уровня жидкости ДУЖЕ — 200М.
Для подпитки бакаконденсатом на фильтре Ф1 имеется вентиль ВН 1.
Система гидропривода.
Система гидроприводаслужит для подачи масла в устройства для перепус­ка электродов, гидравлическиеподъемники перемещения электродов.
Система включает: блокраспределительный, в котором установлена гид­равлическая аппаратура управленияперепуском электродов, соединительные тру­бопроводы, гибкие рукава высокогодавления, электроизолирующие муфты и вен­тили.
Гибкие рукава обеспечиваютподключение к системе подвижных устройств перепуска, а электроизолирующие муфтыпредохраняют трубопроводы системы гидропривода от попадания под напряжение припробое изоляции на исполнитель­ных механизмах.
Управлениегидроподъемниками осуществляется с помощью специальной панели, которая состоитиз каркаса с комплектом золотников, манометров, венти­лей и трубопроводнойаппаратуры.
Рабочей жидкостью всистеме является минеральное масло вязкостью 29-35 м/с при температуре 40 °С.
Установка направляющих роликов.
Установка направляющихроликов перемещения токоввода позволяет осу­ществлять центровку электрода вотверстии свода, что повышает надежность рабо­ты печи.
Для центровки электрода всводе к траверсе токоввода крепятся две балки, ролики которых свободно скользятпо вертикальным направляющим (стойкам), за­крепленным одним концом на каркасесвода, а вторым — на балках крепления цеха. Крепление направляющих роликовэлектрически изолировано от свода. Стойки на­правляющих хода токоввода являютсяподвеской свода.
Система водоохлаждения.
Оборудование электропечиработает в тяжелых температурных условиях. Для обеспечения надежной работыэлементов электропечи (контактных узлов, кла­панов, полукессонов) предусмотреноих охлаждение водой.
Система водоохлаждения состоитиз напорных коллекторов и сливных ко­рыт, напорных и сливных трубопроводов.
Подвод воды к составнымчастям, находящимся под напряжением, осуще­ствляется с помощь, гибкихрезинотканевых рукавов.
Для контроля давления итемпературы отходящей воды в напорных коллек­торах системы водоохлажденияпредусмотрена установка манометров, а на слив­ных коллекторахтермопреобразователей сопротивления.
Система водоохлаждениясвода.
Система служит дляохлаждения узлов свода и состоит из напорного и сливного коллектора. Рольнапорного коллектора для подвода воды к элементам свода выполняет кольцокаркаса свода. Слив воды осуществляется в два сливных рукава коллектора,расположенных на рабочей площадке.
Подвод водыосуществляется с помощью гибких резинотканевых рукавов. Длина рукавов,подсоединенных к составным частям, находящихся под напряже­нием, должна быть неменее 1500 мм. Для контроля давления и температуры отхо­дящей воды на каркасесвода предусмотрена установка манометров, а на сливных коллекторах-термопреобразователей сопротивления.
Механическая установкаконечных выключателей.
Механическая установкаконечных выключателей служит для отключения подачи рабочей жидкости кплунжерным цилиндрам гидроподъемника при дости­жении крайних рабочих положенийтоковводов, крайнего верхнего уровня, а также для ограничения перемещенияплунжеров при перепуске электрода.
Крепление конечныхвыключателей обеспечивает регулировку их положе­ния.Машина разливочная конвейерная
Машина предназначена дляразливки металла.
Техническаяхарактеристика:
производительность принепрерывной разливки и максимальном заполнении изложниц и скорости движенияконвейера 13,2 м/мин, т/ч 240
количество изложниц в одном конвейере, шт
скорость подъема и опускания ковша под разливку:
с металлом, м/мин
порожнего, м/мин
вместимость бака-мешалки для известкового молока, м
Расход воды (максимальный) для душирования, м3/т
скорость движения конвейера, м/мин
длина конвейера, м
время остывания продуктов плавки (от заливки в изложницы до выгрузки слитков), мин
308
0,095 — 0,847
0,847 — 2,19
7,45
2,5
6,0 — 13,2
53
5-10
Дробилка двухвалковая сгладкими валками, тип ДГ-1000х550
Назначение: дробилкапредназначена для дробления антрацита до размера кусков 8-12 мм.
Техническаяхарактеристика дробилки:
производительность для материалов средней твердости при ширине щели между валками 4-18 мм, м3/час
диаметр валков, мм
частота вращения валков, об/мин
фракция дробленного антрацита, мм не более
электродвигатель:
мощность, кВт
частота вращения, об/мин
напряжение, В
редуктор ЦД2-550
передаточное число
11,9 — 53,5
1000
63, 89, 112
8,0
45
135
380
8,27 Насос камерный пневматический ТА – 29
Насос камерныйпневматический предназначен для транспортировки кон­центрата, измельченногоантрацита по трубопроводам при помощи сжатого возду­ха. Камерный насоспредставляет собой два сблокированных питателя с попеременной выдачей материалав трубопровод под воздействием сжатого воздуха. Управление насосом — дистанционное и автоматическое.
Техническаяхарактеристика.
Производительность, т/ч
Приведенная длина трубопровода, м, не более
в т.ч. по вертикали, м не более
Внутренний диаметр трубопровода, мм
Рабочее давление сжатого воздуха, МПа, не более
Расход сжатого воздуха, расчетный, нм3/мин
Ёмкость сосуда, м3
60,0
1000
50
200
0,6
60
6.3 Дозатор непрерывного действия
Дозатор непрерывногодействия 4273 ДН 12,6-6,3 предназначен для непре­рывного автоматическоговесового дозирования сыпучих материалов. Техническая характеристика дозатора:
принцип действия –
принцип преобразования нагрузки –
способ регулирования производительности –
класс точности дозаторов по
ГОСТ 16284-75-1,0 -допустимая погрешность дозирования не более ±1 % НПП (наибольшие пределы производительности):
допускаемая погрешность учета суммарной массы, выданного дозатором материала, не более
гранулометрический размер материала, мм
влажность материала, %, не более
потребляемая мощность, кВт
непрерывный
электромеханический
регулированием скорости лент
±1 % НПП
до 25
5
1

Трансформатор печи
Трансформаторпредназначен для понижения высокого напряжения сети до рабочего.
Трансформатор долженсоответствовать техническим требованиям, приве­денным в таблице 3.20. Схемасоединения обмоток трансформатора приведена на рисунке 3.7./> />
Рисунок 3 -Принципиальная схемасоединения обмоток.