 |
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.
1. 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 |
2. 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.
3. 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.
4. 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.
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 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.
8. 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.
9. Сера переходит в металл в количестве 0,008 кг.
10. 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.
11. Всего выделиться кислорода:
0,007 + 7,409 + 0,707 + 0,357 + 0,13 + 0,012 + 0,035 + 0,01 + 0,436 = 9,1 кг.
12. 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.
13. 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.
14. 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.
15. 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 = 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 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] ΔНшл = 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 + α(Т – 298) + β(Т2 – 2982) + γ(Т3 – 2983);
где α = Σna; β = 0,5Σnb; γ = 1/3Σnc
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 = Σ ΔН0298кон - Σ ΔН0298исх
где ΔН0298кон и ΔН0298исх 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 = Σmi / MiQтτ (12)
где mi –количество исходного соединения вступающего в реакцию, кг;
Mi –молекулярная масса соединения;
τ –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.
1. 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 · τ
где k’ –опытный коэффициент потерь тепла через под печи, кДж/(м2·ч)
τ –время переработки расчётного количества материалов, ч.
Qn = 5800 · 60,8 · 1 = 352640 кДж/ч
2. Потери тепла через стены в зоне расплава
Qn = 705280 кДж/ч
Средняя толщина стен из кирпича
Sm =
3. Потери тепла стены в газовой зоне
Qnг = 206320 кДж/ч
4. 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 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 | |||
|
|
|
