Электрокорунд нормальный плавкой на выпуск

 
 

Таблица 83

Переход, восстановление и улет окислов

 

   В процессе выплавки электрокорунда нормального в большом количестве восстанавливаются Fe₂O₃, SiO₂ и TiO₂, восстановление СаО и MgO при расчете шихты  не учитывается.

   Количество  активного углерода С_акт необходимое для восстановления Fe₂O₃, SiO₂ и ТiO₂ в боксите определяется следующим выражением:

   С_акт ⁼ С₁ + С₂ + С₃,

   где С₁ — углерод, идущий на восстановление Fe₂O₃ до Fe;

   С₂ — углерод, идущий на восстановление SiO₂ до Si;

   С₃ — углерод, идущий на восстановление ТіO₂ до Ті.

   Определение C₁ Восстановление Fe₂O₃ до Fe идет по такой реакции:

   Fe₂O₃ + ЗС = 2Fe + ЗСО. (17)

   На  основании реакции (17) на восстановление 160 кг Fe₂O₃ требуется 36 кг С, тогда на восстановление 1 кг Fe₂O₃ необходимо 36 : 160 = 0,225 кг С. С учетом степени восстановления Fe₂O₃, равной 90% (табл. 83), на восстановление 1 кг Fe₂O₃ потребуется 0,225*0,9 = 0.2025 кг углерода.

   При содержании в боксите х кг Fe₂O₃

   С₁ = 0,2025 х кг.

   Определение С₂. Восстановление SiO₂ до Si протекает по следующей реакции:

   SiO₂ + 2С = Si + 2СО. (18)

   По  реакции (18) на восстановление 60 кг SiO₂ требуется 24 кг С. Значит, на восстановление. 1. кг SiO₂ надо 24 : 60 = 0,4 кг С. С учетом степени восстановления SiO₂, равной 70% (табл. 83), на восстановление 1 кг SiO₂ потребуется 0,4*0,7 = 0,28 кг углевода.

   При содержании в боксите у кг SiO₂

   С₂ = 0,28 y кг.

   Определение С₃. Восстановление ТiO₂ идет по реакции

   ТiO₂ + 2С = Ті + 2СО. (19)

   На  основании реакции (19) на восстановление 80 кг ТіO₂ до Ті требуется 24 кг С, тогда на восстановление 1 кг ТiO₂ необходимо 24 : 80 = 0,3 кг углерода. С учетом степени восстановления ТiO₂, равной 35% (табл. 83), на восстановление 1 кг ТiO₂ потребуется 0,3*0,35 = 0,105 кг углерода.

   При содержании в боксите z кг ТіO₂

   С₃ = 0,105 z кг.

   Общее количество активного углерода, необходимое  для восстановления примесей в боксите

   С_акт = 0,2025x + 0,28y + 0,105z,    (20)

   где х — количество Fe₂O₃ в боксите;

     у — то же SíO₂;

   .2 — то же ТiO₂.

   Количество  углерода С_пр, потребное на восстановление примесей в антраците, подсчитывается аналогично

   С_пр = 0,2025а + 0,28b + 0,105с,

   где а — количество Fе₂O₃ в антраците;

   b — то же SiO₂,

   с — то же ТiO₂.

   Количество  активного углерода в антраците С_акт определяется как разность углерода С, содержащегося в антраците, и углерода, идущего на восстановление примесей в антраците С_пр

   С’_акт ~ С – С_пр. (21)

   В этом случае количество активного углерода, содержащегося в 100 кг антрацита (табл. 82),

   С’_акт = 90,5 — (0,2025-2,78 + 0,28-2,95) = 89,11 кг.

   Количество  антрацита А, потребное на восстановление примесей в боксите, определяется следующим образом:

   А = С_акт*100/ С’_акт. (22)

   По  формуле (20) рассчитываем С_акт, необходимое на восстановление примесей, содержащихся в 100 кг боксита (табл. 82),

   С_акт = 0,2025-25,52 + 0,28-3,30 + 0,105-2,20 = 6,32 кг.

   Как определено выше, в 100 кг антрацита содержится 89,11 кг = С’_акт. В этом случае на 100 кг боксита необходимо антрацита

   А = 6,32*100/89,11=7,1 кг.

   Рассчитываем  количество материалов, необходимое для выплавки 1 т электрокорунда нормального. Расчет ведется исходя из того, что выплавляется Э-95, т. е. в 1000 кг электрокорунда содержится 950 кг А1₂O₃.

   Расход  боксита. Согласно данным, приведенным в табл. 82, в 100 кг боксита содержится 57,1 кг А1₂O₃. Чтобы получить 950 кг А1₂O₃, необходимо следующее количество боксита:

   Б = 950*100/57,1 = 1663 кг.

   С учетом степени перехода А1₂O₃ в электрокорунд, равной 97% (табл. 83), расход боксита

   Б = 1663 : 0,97 = 1715 кг.

   Расход  антрацита. Как рассчитано выше, на восстановление 100 кг боксита расходуется 7,1 кг антрацита, тогда на восстановление 1715 кг боксита потребуется антрацита

   А = 1715*7.1/100 = 122 кг.

   Итак, для выплавки 1 т электрокорунда нормального (Э-95) необходимо 1715 кг боксита и 122 кг антрацита.

   На  основе полученных данных составляем материальный баланс выплавки электрокорунда нормального. Приход сырья на плавку выражаем в окислах и рассчитываем по данным табл. 82. В результате плавки получаем электрокорунд, ферросплав и газ; часть материалов теряется в результате улета. Состав продуктов печи определяется по общему количеству внесенных в печь окислов с учетом степени их перехода, восстановления и улета (см. табл. 83).

   В табл. 84 приведен материальный баланс плавки — рассчитанное количество компонентов, поступающих в печь с сырьем и перешедших в электрокорунд и ферросплав, а также потерянных в результате улета.

   Ферросплав, полученный при выплавке электрокорунда, должен содержать не более 15% Si не менее 80% Fе и не более 5 % Тi и Аl. При повышенном содержании кремния, титана и алюминия ферросплав не обладает магнитными свойствами и имеет сравнительно низкий удельный вес, что затрудняет его отмагничивание от электрокорунда и осаждение на под печи. Поэтому, чтобы узнать наличие А1, Fе, Тi, Si и Са в ферросплаве, представленном в материальном балансе в окислах, пересчитываем их на элементы (табл. 85)

Таблица 85

Состав ферросплава

 

  
 
 
 

Таблица 84 Материальный баланс компонентов 
 

 

4. Краткая характеристика печного агрегата по основным узлам и элементам.

 

   Общий вид электропечи для получения  нормального электрокорунда на выпуск показан на рис. 1. Ванна печи стационарная каркасного типа с металлическим кожухом 1 толщиной 25 мм. Печь футеруется хромомагнезитовым и магнезитовым огнеупорным кирпичом. Ванна печи имеет лётку для выпуска расплава злектрокорунда 2 и ферросплава 3. Электрокорундовая лётка расположена по оси электрода первой фазы, а ферросплавная - по оси электрода второй фазы, так что угол между лётками составляет 120°. Печь оборудована самообжигающимися электродами диаметром 1000 мм.

   Электроснабжение  печи производится от печного трансформатора мощностью 10,5 МВ-А.

   Для стационарной печи, работающей на выпуск, подина монтируется в кожухе печи. На днище кожуха насыпается по-динная засыпка из магнезитового порошка, на которую укладывается магнезитовый кирпич (3—4 ложка, стоя). На кирпич наплавляется подина из электрокорунда толщиной 2000 м (для печи мощностью 7200 ква).

   Кожух печи изготовляется из листовой стали толщиной 25 мм. Для удобства снятия кожуха с блока (при блок-процессе) ему придают форму усеченного конуса. Ранее применяли кожухи круглого сечения. Они достаточно прочны и менее подвержены деформациям, но их недостатком является то, что при плавке образуется большое количество возвратной шихты, так как блок имеет форму треугольника. Для снижения количества возвратной шихты кожуху стали придавать форму треугольника. Кожух печи для плавки на выпуск (рис. 6) имеет футеровку из магнезитового кирпича. В кожухе предусмотрены две летки (для слива электрокорунда и

   ферросплава), которые выкладываются угольными  или графитированными блоками. Летки  расположены на разной высоте  кожуха:  выше — для  слива  электрокорунда,   ниже (на 300—800 мм) — для слива ферросплава. В печи для блок-процесса кожух обычно не футеруют, так как в этом случае футеровкой служит непроплавленная шихта, образующая гарниссаж между кожухом и расплавом у стен печи. В период плавки кожух непрерывно охлаждают водой.

   Размеры кожуха имеют большое значение для  технологического процесса и зависят от мощности печи, диаметра электродов и диаметра их распада (табл. 17). Оптимальный верхний диаметр кожуха может быть подсчитан по следующей формуле: