Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн

Вид работы:

Дипломная (ВКР)
Предмет:

Другое
Язык:

Русский
,
Формат файла:
MS Word

1,86 Mb
Опубликовано:

2011-12-10

Все дипломные работы по другим направлениям

Скачать дипломную работу Читать текст online Заказать дипломную
*Помощь в написании! Посмотреть все дипломные работы

Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.

Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн

Введение

Электроплавка на штейн является одним из важнейших переделов в технологии переработки сульфидного медно - никелевого сырья. Основной целью процесса электроплавки является получение медно-никелевого штейна за счет расплавления исходной шихты и поддержания расплава в жидкотекучем состоянии, вследствие чего происходит ликвация или расслоение материала на штейн и шлак. Более легкий шлак, состоящий из оксидов и силикатов поднимается на поверхность расплава, в то время как штейн, представляющий собой сплав сульфидов цветных металлов и железа с некоторым содержанием металлической фазы и обладающий большей плотностью, стремится опуститься на дно ванны.

Агрегатом электроплавки является шестиэлектродная руднотермическая электропечь, имеющая прямоугольную форму. На своде печи располагаются 24 загрузочных отверстия, через которые шихта подается в печь. Газы отводятся через 6 газоотводов на своде печи.

Процесс электроплавки является непрерывным. Шихта, состоящая из смеси обожженных в печи КС окатышей и руды, при необходимости содержащая некоторое количество кварцевых флюсов, периодически поступает в руднотермическую электропечь через загрузочные отверстия на своде и опускается в расплавленный шлак. Слив штейна и шлака происходит через специальные шпуровые отверстия, расположенные на разной высоте.

Электроплавка имеет ряд достоинств. Электродуги, возникающие между электродами, способны нагреть шихту до высокой температуры за сравнительно небольшой промежуток времени, кроме того, электроэнергия по стоимости дешевле других видов топлива. В связи с этим плавка на штейн в руднотермических электропечах широко распространена и применяется на всех медно-никелевых предприятиях России.

Несмотря на широкое распространение электроплавки этот процесс является практически неавтоматизированным. В данном проекте была проанализирована работа руднотермической электропечи, синтезирована автоматическая система стабилизации мощности печи путем регулирования величины заглубления электродов и ступеней напряжения трансформаторов. В качестве объекта управления взята руднотермичсекая печь плавцеха АО ГМК «Печенганикель».

1. Теоретическая часть

.1 Основные сведения о плавильном цехе АО ГМК «Печенганикель»

Плавильный цех, расположенный на промышленной площадке п. Никель, является важнейшим звеном в технологической схеме горнометаллургического комбината «Печенганикель». Основное назначение плавцеха - это переработка сравнительно бедного по содержанию цветных металлов сульфидного сырья (руда, окатыши, обороты) на богатый продукт - файнштейн, содержащий а 75% Ni + Cu и ≈ 0,7-1% Со. Медно - никелевый файнштейн является конечной продукцией комбината. Его дальнейшая переработка осуществляется на комбинате «Североникель».

В электропечном отделении плавцеха осуществляется электроплавка сульфидного медно-никелевого сырья для извлечения содержащихся в нем цветных и драгоценных металлов, отделения их от пустой породы и концентрации в сульфидном сплаве (штейне).

Рис. 8. Электропечь комбината «Печенганикель»

а - продольный разрез; б - поперечный разрез; 1 - каркас печи; 2 - футеровка; 3 - свод;

4 - околоэлектродное уплотнение; 5 - контактные щеки; 6 - шинопакет; 7 - гидроподъемник электрода;

8, 9 - верхнее и нижнее кольца пружинно-гидравлического устройства для перепуска электродов;

10, 11 - верхний и нижний концевые ограничители; 12 - реверсивный транспортер; 13 - бункер;

14 - загрузочный рукав; 15 - телескопическая течка; 16 - электрод; 17 - печной трансформатор.

.2 Краткая теория процесса электроплавки

При пропускании электрического тока через твердые тела или жидкости последние нагреваются, т.е. в результате их сопротивления электрическая энергия превращается в тепловую.

Количество тепла, выделяемого при превращении электрической энергии в тепловую, определяется по формуле Джоуля-Ленца

где Q - количество тепла, Дж;

I - сила тока, протекающего через данное сопротивление, А;

R - величина сопротивления, Ом;

t - время, сек.

Электронагрев широко применяется в металлургии, где в ряде производств электропечи - основной тип металлургических печей. Электропечами называются печи, в которых тепловая энергия, необходимая для их работы, получается за счет электроэнергии. По способу преобразования электроэнергии в тепловую электропечи делят на четыре группы:

печи сопротивления;

дуговые электропечи;

индукционные печи;

печи смешанного действия.

Руднотермические электропечи для плавки медно-никелевых руд и концентратов являются печами смешанного действия, где преобразование электрической энергии в тепловую происходит частично в газовой среде (через дугу), а частично в твердой или жидкой (через сопротивление).

Электропечь для плавки сульфидных медно-никелевых руд схематично можно представить в виде ванны, в которой имеются два расплавленных слоя (рис. 3). Толщина верхнего (шлакового) слоя составляет 1500-2000 мм, толщина нижнего (штейнового) слоя 600-1000 мм.

Исходная твердая шихта (руда, окатыши, флюсы и т.д.) загружается на поверхность ванны в виде конусов (откосов), погруженных в расплав. Условие плавучести конуса шихты подчинено закону Архимеда: масса конуса шихты равна массе шлака, вытесненного объемом погруженной в расплав части конуса:

m =V×ρ,

где m - масса конуса, т;

V - объем погруженной части конуса, м³;

ρ - плотность шлака, т/м³.

Загрузка шихты ведется таким образом, что конусы шихты расположены в ванне печи без разрывов.

При таком расположении основания конусов перекрывают друг друга, чем достигается устойчивость конусов и покрытие шихтой всего зеркала ванны.

Погруженные в расплав конусы шихты плавятся за счет тепла шлаковой ванны.

Электрический ток подводится в ванну печи при помощи самоспекающихся электродов, погруженных в шлак на 300-700 мм. Ток в ванне может проходить двумя путями:

1. От электродов через шлак в слой штейна (по схеме «звезда»).

2. От одного электрода по шлаку к другому электроду (по схеме «треугольник»).

Соотношение между распределением энергии по схемам «звезда» и «треугольник» зависит от величины погружения электродов в шлаковую ванну, ее высоты, наличия в печи конусов шихты и величины их заглубления в расплав.

В шлаковой ванне происходит преобразование электрической энергии в тепловую, при этом 40-80% тепла выделяется у поверхности электродов в переходном контакте электрод-шлак, остальная часть - в шлаковой ванне.

Значительное выделение тепла в контакте электрод-шлак объясняется наличием вокруг рабочего конца электрода газового слоя, так называемого «газового мешка», через который электрический ток проходит в виде большого числа мелких точечных разрядов - микродуг.

В результате механического давления потока электронов шлаковый расплав оттесняет от электрода, образовавшаяся пустота заполняется газами от сгорания электрода и газами, выделяющимися из шлака. Газовый слой обладает высоким электросопротивлением, поэтому прохождение по нему электрического тока связано с высоким падением напряжения (до 90% от напряжения, приходящегося на электрод).

Количество тепла, выделяемого в контакте электрод-шлак, зависит от заглубления электрода в шлак. При малом заглублении (≤0,3 м) электродов в контакте электрод-шлак преобразуется в тепловую энергию до 80% мощности печи, при большом заглублении (≥0,6 м) до 50%. Остальная часть электроэнергии преобразуется в тепловую в самом шлаке вследствие его электросопротивления.

Токопроводящей частью ванны служит околоэлектродная зона, находящаяся от оси печи на расстоянии двух диаметров электрода, причем 90% токовых линий проходит от оси электродов на расстоянии одного диаметра.

Общая зона активных тепловыделений составляет 30-40% от полного объема ванны печи.

Участки шлаковой ванны, удаленные от оси электродов более чем на два диаметра, в токопроводе не участвуют и не имеют собственных тепловыделений.

Они обогреваются за счет теплообмена в ванне печи, который происходит в результате конвекционного движения шлака, переносящего тепловую энергию из горячих зон в более холодные.

В области контакта электрод-шлак слой шлака, прилегающий к поверхности электродов, сильно перегрет. Плотность шлака в результате растворения в нем большого количества газов значительно уменьшается, поэтому возникает разница в плотностях перегретого слоя шлака и граничащего с ним более холодного. Легкие массы перегретого шлака непрерывно всплывают около электродов на поверхность и растекаются во все стороны от электрода. Встречая на своем пути конусы шихты, потоки перегретого шлака отдают им избыток своего тепла и расплавляют шихту на поверхности шихтовых конусов, погруженных в ванну. Потоки шлака, смешиваясь с холодным расплавом шихты, опускаются в нижние глубинные слои ванны. Одна часть нисходящих потоков разворачивается к электродам и, дойдя до них, перегревается в контактной зоне электрод-шлак, и вновь поднимается на поверхность ванны. Другая часть охлажденного шлака, смешанного с расплавом шихты, опускается в нижние слои ванны, где конвекция выражена очень слабо.

Наиболее интенсивный тепломассообмен за счет конвекции происходит в зоне, равной двум-трем заглублениям электрода (при заглублении электрода в расплав 300/400 мм). Поэтому в верхней части шлаковой ванны непрерывно циркулирует шлак по замкнутым траекториям. Линейная скорость движения шлакового потока составляет 2 см/сек. Нижний подэлектродный слой шлаковой ванны можно считать застойным.

Тепловое поле печи так же, как и электрическое, определяет величина заглубления электрода.

С увеличением заглубления электрода происходит перемещение в глубь ванны зон, отвечающих наиболее активному выделению энергии. Верхние слои шлаковой ванны имеют наибольшую температуру, примерно равную температуре жидкотекучести шлака (1350-1450'С). Верхняя зона практически является изотермической вследствие интенсивного конвекционного теплообмена. Нижний слой шлаковой ванны характеризуется значительным перепадом температур в вертикальном направлении, поэтому температура шлака на границе со штейном снижается до 1200-1250°С.

Поскольку в тепловом отношении отдельные участки ванны неравноценны, то и скорость плавления шихты по мере удаления от электродов снижается. О скорости плавления можно судить по скорости схода шихты в откосах (м/час), которая вблизи электродов примерно в 7 раз выше, чем у стен печи, В связи с этим загрузка шихты производится в приэлектродную зону, находящуюся от оси печи в пределах 1,5 диаметра электрода.

Наиболее интенсивное плавление шихты происходит на поверхности шихтовых конусов, которая обращена к электроду.

При плавке неэлектропроводной шихты последняя достигает зоны плавления термически не подготовленной. Прогреву шихты потоком горячих газов, выделяющихся из расплава, препятствуют сплошная спеченная корка по границе расплав-шихта и малая газопроницаемость шихты.

В зоне наибольшего схода шихты корка на границе шихта - расплав отсутствует. На этом участке шихта пронизывается газами, но вследствие большой скорости схода не успевает прогреваться.

При плавке электропроводной шихты часть тока ответвляется на шихту и нагревает ее. Поэтому при плавке электропроводная шихта поступает в зону плавления термически подготовленной.

В состав шихты электроплавки входят: окатыши, руда, кварцевый флюс (песок, кварцит), уголь, жидкий конвертерный шлак и т.д.

Компоненты шихты электроплавки состоят из следующих минералов и химических соединений: сульфидов Fe₇S₈; (Fе, Ni) S; CuFeS₂; СоS; окислов и ферритов Fe₂O₃, Fe₃O₄, NiO, СоО, СuО, Al₂O₃; силикатов (МеО • SiO₂); сульфатов - МеSO₄; карбонатов - МеСО₃; гидратов - Ме(ОН)₂, где Ме - любой из металлов: Са, Мg, Fе, Ni, Сu, Со.

Сульфиды никеля, меди, кобальта, железа взаимно растворяются и образуют основной продукт электроплавки - штейн. В штейне растворяются также благородные металлы и магнетит. Основные реакции штейнообразования:

Cu2O + FeS = FeO + Cu2S

NiO + 3 FeS = Ni₃S₂ + З FеО + ½ S₂

СоО + FeS = СоS + FеО

Сu₂O + Cu₂S = 6Сu + SO₂

Сu + FеS = Cu₂S + Fе

СuFe₂О₃ + (Cu2S + FeS) = 6Сu + 3 Fe₃O₄ + S₂

Таким образом, штейн содержит: Cu₂S, Ni₃S₂, CoS, FeS, Fe₃0₄, благородные металлы.

Окисленное железо и другие основные окислы (СаО, МgО), вступая во взаимодействие с SiO₂, образуют силикаты типа m МеО • n SiO₂, которые, смешиваясь в расплавленном состоянии, образуют другой продукт электроплавки - шлак.

Основные реакции шлакообразования:

Fe₂O₃ + FeS = 7 Fe₃O₄ + SO₂;

З Fe₃O₄ + FeS + 5 SiO₂ = 5 (FеО)₂ • SiO₂ + SO₂

2 FеО + SiO₂ = 2 FеО • SiO₂

СаО + SiO₂ = СаО • SiO₂;О + SiO₂ = MgО • SiO₂;еО + Al₂O₃ = Fе • Al₂O₃

В результате указанных реакций образуется смесь компонентов шлака: 2 FеО • SiO₂, СаО • SiO₂, МgО • SiO₂, Fe₃O₄, FеО • Al₂O₃.

Разделение шлака и штейна в печи происходит вследствие разности их плотностей (шлак - 2,9 т/м³, штейн - 5 т/м³). Шлак руднотермических печей является отвальным продуктом.

В процессе электроплавки образуются также и газообразные продукты: SO₂, SO₃, H₂O, СО₂.

Часть газов растворяется в шлаке, а остальные удаляются из печного пространства через газоходы. За счет подсосов воздуха они разбавляются азотом и кислородом.

Сера при электроплавке удаляется в результате термического разложения с сульфидами железа. Удаление серы или так называемая десульфуризация при плавке медно-никелевых обожженных окатышей составляет 3-5%, при плавке высокосернистой (25% S) руды НГМК - 15% и из сернистой местной руды (12% S) - 15%.

Интенсивная конвекция шлака в руднотермических печах создает благоприятные условия для переработки жидкого конвертерного шлака, заливаемого для извлечения из него никеля, меди и кобальта. При этом конвертерный шлак перемешивается с печным шлаком и благодаря конвекции энергично контактирует с сульфидами, флюсами и восстановителем твердой шихты. Происходит восстановление магнетита конвертерного шлака и окислов цветных металлов, их сульфидирование, укрупнение и осаждение сульфидов, насыщение шлака кремнеземом. В результате конвертерный шлак обедняется цветными металлами до отвального.

При добавке в шихту углеродистого восстановителя (угольный штыб) шлаки обедняются более эффективно, так как активизируется процесс восстановления окислов металлов.

Восстановлению этих соединений способствует конвекционное движение шлака в ванне электропечи, обеспечивающее непрерывный «скользящий» контакт шлаковых масс с восстановлением.

При взаимодействии восстановителя со шлаком в первую очередь будут восстанавливаться окислы меди, никеля, кобальта и железа. Но поскольку окислов железа в шлаке больше, чем окислов других металлов, то преимущественно будут восстанавливаться окислы железа. В результате получается металлический сплав, состоящий в основном из железа. Этот сплав растворяется в штейне и образуется так называемый металлизированный штейн.

Взаимодействие шлака с углеродистым восстановителем может быть представлено следующими взаимосвязанными реакциями:

(Ме0)_шл + СО = [Ме]_спл + СО₂

С+ СО₂ = 2 СО

Здесь символом Ме обозначен любой из металлов: Ni, Сu, Со, Fе.

Соединения, находящиеся в шлаковой фазе, заключены в круглые скобки, в штейновой и металлической - в квадратные. При прохождении капелек сплава и металлизированного штейна через шлаковый слой происходит восстановление окислов цветных металлов металлическим железом штейна согласно реакции:

(Ме0)_шл + [Fе]_шт = [Ме]_спл + (Fе0)_шл

Восстановленные металлы растворяются в штейне и, реагируя с сульфидом железа, переходят в сульфидную форму по уравнению:

[Ме]_спл + [FеS] = [МеS]_шт + [Fе]_шт

Таким образом, при введении в шихту электроплавки угля восстановление цветных металлов шлака осуществляется как непосредственно углеродистым восстановителем, так и металлическим железом. Причем основная масса окислов восстанавливается металлическим железом штейна.

2. Технологическая часть

В процессе электроплавки протекают следующие химические реакции:

1) CoO + Fe Co + FeO

) NiO + Fe Ni + FeO

) 6NiO + 6FeS Ni₃S₂ + 6FeO + S₂

) S₂ + 2O₂ 2SO₂

) FeS + 3Fe₃O₄ 10FeO +SO₂

) FeO + CO Fe + CO₂

) FeS + 3Fe₃O₄ + 5SiO₂ 5Fe₂SiO₄ + SO₂

) 2C + O₂ 2CO

) C + O₂ CO₂

) MgO + SiO₂ MgO●SiO₂

) CaO + SiO₂ CaO●SiO₂

) Al₂O₃ + SiO₂ Al₂O₃●SiO₂ [7]

2.1 Расчет материального баланса электроплавки

Расчет материального баланса электроплавки проводится для 100 кг шихты.

Состав шихты

Таблица 2.1. Элементарный состав шихты электроплавки, %

Ni	Cu	Co	Fe	S	SiO₂	CaO	MgO	Al₂O₃
6,11	2,76	0,21	28,48	11,71	28,98	1,1	10,72	4,5

Таблица 2.2. Вещественный состав шихты электроплавки, %

NiO	Ni₃S₂	Cu₂S	CoO	FeS	Fe₂O₃	Fe₃O₄	SiO₂	CaO	MgO	Al₂O₃
1,17	7,08	3,46	0,27	25	9,01	8,71	28,98	1,1	10,72	4,5

Расчет масс продуктов плавки

Расчет масс компонентов пыли

При загрузке шихты в электропечь мелкие частицы уносятся в виде пыли вместе с газами через газоотводы, после чего улавливаются специальными фильтрами. Пыль имеет такой же состав, как и исходная шихта. Масса пыли составляет 1,5% от массы шихты.

m (пыли) = 1,5 кг

Массы компонентов пыли также равны 1,5% от масс этих компонентов в исходной шихте.

Расчет масс компонентов штейна

По данным практики среднее суммарное содержание цветных металлов (Ni, Cu, Co) в конечном продукте электроплавки - штейне в настоящее время составляет 22%. Извлечение цветных металлов: никель - 95%, медь - 94%, кобальт - 80%.

При переплавке 100 кг шихты получится штейн, содержащий цветные металлы по массе:

m (Ni) = 6,11·0,95 = 5,8 кг

m (Cu) = 2,76·0,94 = 2,59 кг m_Σ_цв.Ме = 8,56 кг

m (Co) = 0,21·0,8 = 0,17 кг

Зная массу цветных металлов и их содержание в штейне, можно найти массу штейна:

m (штейна) = 38,91 кг

Медь присутствует в штейне в виде сульфида меди Cu₂S:

m_Cu2S (Cu) = 2,59 кг_Cu2S (S) = кг(Cu₂S) = m_Cu2S (Cu) + m_Cu2S (S) = 2,59 + 0,65 = 3,24 кг

Кобальт в штейне присутствует в виде чистого металла, образованного по реакции (1):

CoO + Fe = Co + FeO(Co) = 0,17 кг_CoO (Co) = 0,17 кг_CoO (O) = 0,05 кг(CoO) = m _CoO (Co) + m _CoO (O) = 0,17 +0,05 = 0,22 кг(Fe) = кг_FeO (Fe) = 0,16 кг_FeO (O) = = 0,05 кг(FeO) = m _FeO (Fe) + m _FeO (O) = 0,16 + 0,05 =0,21 кг

Никель присутствует в штейне в виде хизливудита Ni₃S₂, который переходит в штейн из исходной шихты, а также образуется по реакции (3):

NiO + 6FeS = 2Ni₃S₂ + 6FeO + S₂

и чистого металла, который образуется по реакции (2):

NiO + Fe = Ni + FeO

Масса хизливудита, перешедшего из исходной шихты в штейн, равна разности масс исходного хизливудита в шихте и Ni₃S₂, ушедшего в пыль:

m _ших_. (Ni₃S₂) = m _исх_. (Ni₃S₂) - m _пыли (Ni₃S₂) = 7,08 - 0,11 = 6,97 кг_Ni3S2 (Ni) = кг _Ni₃_S₂ (S) = кг

Всего в штейне содержится 5,8 кг никеля. Следовательно, 0,69 кг никеля переходит в штейн из исходного оксида никеля в виде хизливудита и чистого никеля, образующихся по реакциям (2), (3). Масса оксида никеля, участвующего в реакциях (2), (3), находится следующим образом:

m _NiO(Ni) = 0,69 кг

m _NiO (O) = кг(NiO) = m _NiO(Ni) + m _NiO (O) = 0,69 + 0,18 = 0,87 кг

Расчет реакции (2):

NiO + Fe Ni + FeO

На реакцию идет 30% оксида никеля из 0,87 кг.

m (NiO) = 0,87 кг_NiO (Ni) = 0,21 кг_NiO (O) = 0,05 кг(Fe) = кг_FeO (Fe) = 0,2 кг_FeO (O) = = 0,05 кг(FeO) = m _FeO (Fe) + m _FeO (O) = 0,2 + 0,05 =0,25 кг

Расчет реакции (3):

NiO + 6FeS Ni₃S₂ + 6FeO + S₂

На реакцию (3) идет 70% оксида никеля из 0,87 кг.

m (NiO) = 0,87 кг_NiO (Ni) = 0,48 кг_NiO (O) = 0,13 кг(FeS) = кг_FeS (Fe) = кг_FeS (S) = = 0,26 кг_Ni3S2 (Ni) = 0,48 кг_Ni3S2 (S) = кг_{р-ция
(3)} (Ni₃S₂) = m _Ni3S2 (Ni) + m _Ni3S2 (S) = 0,48 + 0,17 = 0,65 кг_FeO (Fe) = m _FeS (Fe) = 0,46 кг_FeO (O) = m _NiO (O) = 0,13 кг(FeO) = m _FeO (Fe) + m _FeO (O) = 0,46 + 0,13 = 0,59 кг(S₂) = m _FeS (S) - m _Ni3S2 (S) = 0,26 - 0,17 = 0,09 кг

Из расчета видно, что в штейне содержатся следующие соединения никеля:

· хизливудит Ni₃S₂

m (Ni₃S₂) = m _ших_. (Ni₃S₂) + m _р_-_ция₍₂₎ (Ni₃S₂) = 6,97 + 0,65 = 7,62 кг

m _Ni3S2 (Ni) = кг_Ni3S2 (S) = кг

· металлический никель Ni

m _Ме (Ni) = 0,21 кг

Общая масса никеля в штейне:

m (Ni) = m _Ме (Ni) + m _Ni3S2 (Ni) = 0,21 + 5,59 = 5,8 кг

Железо содержится в штейне в виде металлического железа и сульфидного железа.

Содержание металлического железа в штейне равно 19% [3].

m _Me (Fe) = кг

Металлическое железо образуется по реакции (6):

FeO + CO Fe + CO₂

Часть образовавшегося железа переходит в штейн, часть идет на восстановление никеля и кобальта из оксидов. Общая масса железа, образованного по реакции (6):

m (Fe) = m _Me (Fe) + m _NiO(Fe) + m _CoO (Fe) =7,39 + 0,2 + 0,16 = 7,75 кг

m _FeO (Fe) = m (Fe) =7,75 кг

m _FeO (O) = = 2,22 кг(FeO) = m _FeO (Fe) + m _FeO (O) = 7,75 + 2,22 =9,97 кг(CO) = кг_CO (C) = кг_CO (O) = кг(CO₂) = m (CO) + m _FeO (O) = 3,89 + 2,22 = 6,11 кг_CO2 (C) = кг_CO2 (O) = кг

Оксид железа, идущий на реакцию (6) образуется по реакциям (1), (2), (3), (5):

1) CoO + Fe Co + FeO

) NiO + Fe Ni + FeO

) 6NiO + 6FeS Ni₃S₂ + 6FeO + S₂

) FeS + 3Fe₃O₄ 10FeO +SO₂

Необходимо рассчитать массы реагентов реакции (5). Всего требуется получить 9,97 кг оксида железа. Из них по реакциям (1) - (3) образуется:

m _{р.(1) - (3)} (FeO) = 0,21 + 0,25 + 0,59 = 1,05 кг

тогда по реакции (5) образуется:

m _р_.(5) (FeO) = 9,97 - 1,05 = 8,92 кг

m _FeO (Fe) = кг_FeO (O) = m _р_.(5) (FeO) - m _FeO (Fe) = 8,92 - 6,93 = 1,99 кг_FeS (Fe) = кг_FeS (S) = кг(FeS) = m _FeS (Fe) + m _FeS (S) = 0,69 + 0,4 = 1,09 кг_Fe3O4 (Fe) = m _FeO (Fe) - m _FeS (Fe) = 6,93 - 0,69 = 6,24 кг_Fe3O4 (O) = кг(Fe₃O₄) = m _Fe3O4 (Fe) + m _Fe3O4 (O) = 6,24 + 2,38 = 8,62 кг_SO2 (S) = m _FeS (S) = 0,4 кг_SO2 (O) = кг(SO₂) = m _SO2 (S) + m _SO2 (O) = 0,4 + 0,39 = 0,79 кг

Итак, металлическое железо составляет 19% штейна, т.е. 7,39 кг. Остальную массу штейна составляют металлический никель, металлический кобальт, сульфиды никеля и меди и сульфид железа FeS:

m (FeS) = m (штейна) - m (Ni₃S₂) - m (Ni) - m (Cu₂S) - m (Co) - m (Fe)=

= 38,91 - 7,62 - 0,21 - 3,24 - 0,17 - 7,39 = 20,28 кг_FeS (Fe) = 12,88 кг_FeS (S) = 7,4 кг

Общая масса железа в штейне:

m (Fe) = m _Me (Fe) + m _FeS (Fe) = 7,39 + 12,88 = 20,27 кг

Сера в штейне присутствует в сульфидах меди, никеля и железа. Ее общая масса в штейне равна:

m (S) = m_Cu2S (S) + m _Ni3S2 (S) + m _FeS (S) = 0,65 + 2,03 + 7,4 = 10,08 кг

Таким образом, массы всех компонентов штейна найдены.

Расчет масс компонентов шлака

Шлак электропечного передела представлен силикатным расплавом. В его состав входит прежде всего фаялит (Fe₂SiO₄), а также такие соединения, как силикаты магния, кальция и алюминия.

Фаялит образуется по реакции (7):

FeS + 3Fe₃O₄ + 5SiO₂ 5Fe₂SiO₄ + SO₂

Сульфид железа из исходной шихты уходит в пыль (0,37 кг), переходит в штейн (20,28 кг), идет на реакцию (3) (0,72 кг) и на реакцию (5) (1,09 кг). Остальная масса FeS идет на реакцию (7).

₍₇₎ (FeS) = m _исх_. (FeS) - m _шт_. (FeS) - m ₍₃₎ (FeS) = 25 - 0,37 - 20,28 -0,72 - 1,09 = 2,54 кг

m _FeS (Fe) = кг_FeS (S) = кг_Fe3O4 (Fe) = _FeS (Fe) = кг_Fe3O4 (O) = кг(SiO₂) = 8,66 кг_Fe2SiO4 (SiO₂) = m (SiO₂) = 8,66 кг_Fe2SiO4 (FeO) = кг_Fe2SiO4 (Fe) = кг(Fe₂SiO₄) = m _Fe2SiO4 (SiO₂) + m _Fe2SiO4 (FeO) = 8,66 + 20,71 = 29,37 кг

В трех молях магнетита содержится 12 атомов кислорода, два из них идут на образование сернистого ангидрида. Следовательно:

m _SO₂ (O) = m _Fe₃_O₄ (O) = m _Fe₃_O₄ (O) = кг

m _SO2 (S) = кг(SO₂) = m _SO2 (S) + m _SO2 (O) = 0,93 + 0,92 = 1,85 кг

Силикаты магния, кальция и алюминия образуются по реакциям (10), (11), (12).

Расчет реакции (10):

MgO + SiO₂ MgO·SiO₂

Оксид магния из исходной шихты (10,87 кг) идет в пыль (0,16 кг) и идет на реакцию (10). Масса оксида магния, идущего на реакцию (10), равна:

m (MgO) = 10,87 - 0,16 = 10,71 кг

m (SiO₂) = кг

m (MgO·SiO₂) = m (MgO) + m (SiO₂) = 10,71 + 15,96 = 26,67 кг

Расчет реакции (11):

CaO + SiO₂ CaO·SiO₂

Оксид кальция из исходной шихты (1,1 кг) идет в пыль (0,02 кг) и идет на реакцию (11). Масса оксида кальция, идущего на реакцию (11), равна:

m (CaO) = 1,1 - 0,02 = 1,08 кг

m (SiO₂) = кг

m (CaO·SiO₂) = m (CaO) + m (SiO₂) = 1,08 + 1,16 = 2,24 кг

Расчет реакции (12):

Al₂O₃ + SiO₂ Al₂O₃·SiO₂

Оксид алюминия из исходной шихты (4,5 кг) идет в пыль (0,06 кг) и идет на реакцию (12). Масса оксида алюминия, идущего на реакцию (12), равна:

m (Al₂O₃) = 4,5 - 0,06 = 4,44 кг

m (SiO₂) = кг

m (Al₂O₃·SiO₂) = m (Al₂O₃) + m (SiO₂) = 4,44 + 2,62 = 7,06 кг

Кремнезем из исходной шихты (28,83 кг) уходит в пыль (0,43 кг) и идет на реакции (7) (8,66 кг), (10) (15,96 кг), (11) (1,16 кг), (12) (2,62 кг).

Масса расходуемого кремнезема:

m (SiO₂) = 0,43 + 8,66 + 15,96 +1,16 +2,62 = 28,83 кг,

Это совпадает с массой исходного оксида кремния. Это означает, что в исходном материале нет ни избытка, ни недостатка кремнезема. Следовательно, необходимости во введении в шихту электропечи кварцевых флюсов при плавке окатышей данного состава нет.

В шлак переходят также гематит Fe₂O₃, оксиды кобальта, никеля и сульфид меди.

Гематит из исходной шихты (9,01 кг) уходит в пыль (0,14 кг) и переходит в шлак. Его масса в шлаке:

m (Fe₂O₃) = 9,01 - 0,14 = 8,87 кг

m (Fe) = кг

m (O) = кг

Оксид кобальта из исходной шихты (0,27 кг) уходит в пыль (0,01 кг), идет на реакцию (1) (0,22 кг) и переходит в шлак. Масса оксида кобальта в шлаке:

m (CoO) = 0,27 - 0,01 - 0,22 = 0,04 кг(Co) = кг (O) = кг

Оксид никеля из исходной шихты (1,17 кг) уходит в пыль (0,02 кг), идет на реакции (2) (0,26 кг), (3) (0,61 кг) и переходит в шлак. Масса оксида никеля в шлаке:

m (NiO) = 1,17 - 0,02 - 0,26 - 0,61 = 0,28 кг

m (Ni) = кг

m (O) = кг

Сульфид меди из исходной шихты (3,46 кг) уходит в пыль (0,05 кг), переходит в штейн (3,24 кг) и идет в шлак (механические потери). Масса сульфида меди в шлаке:

m (Cu₂S) = 3,46 - 0,05 - 3,24 = 0,17 кг

m (Cu) = кг

m (S) = кг

Таким образом, был произведен расчет масс компонентов шлака. Следовательно, можно найти массу всего шлака, просуммировав массы всех компонентов, и их процентное содержание в шлаке электропечного передела.

Расчет массы необходимого конвертерного шлака

В исходном материале содержится 8,71 кг магнетита Fe₃O₄. Магнетит в процессе плавки идет в пыль (0,13 кг) и на реакции (5) (8,62 кг) и (7) (20,02 кг). Всего расходуется:

m (Fe₃O₄) = 0,13 + 8,62 + 20,02 = 28,77 кг

Очевидно, что магнетит в исходной шихте явно в недостатке. Масса недостающего магнетита 20,06 кг. Возникает технологическая задача, решением которой может являться слив в электропечь оборотного конвертерного шлака. Содержащийся в нем магнетит восполнит недостающее в окатышах количество. Кроме того, высокое содержание цветных металлов в конвертерном шлаке позволит повысить массу извлеченных в штейн цветных металлов и увеличить их процентное содержание в штейне. Недостатком технологии введения в электропечь конвертерного шлака является неоднократная переработка железа и его соединений.

Состав конвертерного шлака приведен в таблице 2.3.

Таблица 2.3. Элементарный состав конвертерного шлака, %

Ni	Cu	Co	Fe	S	O	SiO₂	CaO	MgO	Al₂O₃
1	0,8	0,3	50	0,38	16,27	25,09	1	4,23	0,93

% никеля в конвертерном шлаке окислено, 50% присутствует в виде хизливудита. Кобальт окислен на 100%, медь представлена в виде сульфида. Содержание магнетита 25%.

Таблица 2.4. Вещественный состав конвертерного шлака, %

NiO	Ni₃S₂	Cu₂S	CoO	Fe₃O₄	Fe₂SiO₄	CaO·SiO₂	MgO·SiO₂	Al₂O₃·SiO₂
0,64	0,68	1	0,38	25	58,22	2,07	10,53	1,48

Недостаток магнетита в окатышах 20,06 кг. Зная процентное содержание магнетита в конвертерном шлаке, можно вычислить массу шлака, а затем, зная его процентный состав, вычислить массы всех его компонентов.

m (Fe₃O₄) = 20,06 кг

m (конв. шл.) = кг

Извлечение цветных металлов из конвертерного шлака в штейн принимается таким же, как из исходной шихты:

Ni - 95%; Cu - 94%; Co - 80%.

Так как шлак заливается в печь в жидкотекучем состоянии (t = 1280°C), его компоненты в пыль не уходят. Следовательно, состав пыли не изменится. Содержащиеся в конвертерном шлаке вещества будут переходить в штейн и в шлак. В связи с этим массы компонентов штейна и шлака электропечного передела необходимо пересчитать заново, учитывая изменение состава исходного материала.

Пересчет масс компонентов штейна

Извлечение цветных металлов из конвертерного шлака в штейн принято таким же, как из окатышей:

Ni - 95%; Cu - 94%; Co - 80%.

Тогда массы цветных металлов, переходящих из конвертерного шлака в штейн:

m (Ni) = 0,8 · 0,95 = 0,76 кг(Cu) = 0,64 · 0,94 = 0,6 кг(Co) = 0,24 · 0,8 = 0,19 кг

Медь переходит в штейн в виде сульфида.

m _Cu2S (Cu) = 0,6 кг

m _Cu2S (S) = кг(Cu₂S) = m _Cu2S (Cu) + m _Cu2S (S) = 0,6 + 0,3 = 0,75 кг

Кобальт переходит в штейн в виде чистого металла, образующегося по реакции (1):

CoO + Fe Co + FeO(Co) = 0,19 кг

m (CoO) = кг(O) = m (CoO) - m (Co) = 0,24 - 0,19 = 0,05 кг(Fe) = 0,18 кг(FeO) = 0,23 кг

Никель переходит в штейн в виде сульфида и чистого металла.

m (Ni₃S₂) = 0,55 кг_Ni3S2 (Ni) = 0,4 кг

Металлический никель образуется по реакции (2):

NiO + Fe Ni + FeO

Масса никеля, образующегося по этой реакции:

m (Ni) = 0,76 - m _Ni3S2 (Ni) = 0,76 - 0,4 = 0,36 кг

(0,76 кг - общая масса никеля, переходящего из конвертерного шлака в штейн).

m _NiO (O) = кг(NiO) = 0,46 кг(Fe) = кг(FeO) = 0,44 кг

Металлическое железо на реакции (1) и (2) идет из штейна, полученного при переплавке окатышей (п. 2.4.2.). Образующийся оксид железа FeO восстанавливается оксидом углерода СО до металлического железа Fe (реакция [6]), которое переходит в штейн.

FeO + CO Fe + CO₂(FeO) = 0,23 +0,44 = 0,67 кг(Fe) = 0,18 + 0,34 = 0,52 кг

m (CO) = кг(CO₂) = m (CO) + m _FeO (O) = 0,26 + 0,15 = 0,41 кг

Таким образом, массы компонентов, полученных в п. 2.1.4.2, не уменьшаются. Кроме того, при учете конвертерного шлака увеличиваются массы соединений цветных металлов. Массы остальных компонентов останутся такими же, какие были рассчитаны в п. 2.1.4.2. Это приведет к повышению содержания цветных металлов в штейне и уменьшению содержания металлического железа в штейне (т.е. снижению степени металлизации штейна).

Масса соединений цветных металлов в штейне:

m (Ni₃S₂) = 7,62 + 0,55 = 8,17 кг(Ni_Me) = 0,21 + 0,36 = 0,57 кг(Cu₂S) = 3,24 + 0,75 = 3,99 кг(Co) = 0,17 + 0,19 = 0,36 кг (штейна) = 38,91 + 0,55 + 0,36 + 0,75 + 0,19 = 40,76 кг

Массы элементов штейна, изменившиеся по сравнению с п. 2.1.4.2.:

m (Ni) = 5,8 + 0,76 = 6,56 кг(Cu) = 2,59 + 0,6 =3,19 кг(Co) = 0,17 + 0,19 = 0,36 кг (S) = 10,08 + 0,15 + 0,15 = 10,38 кг

Массы остальных компонентов штейна не изменятся по сравнению с п. 2.1.4.2.

С учетом доизвлеченных из конвертерного шлака цветных металлов сумма их процентных содержаний повысилась до 24,8%.

Пересчет масс компонентов шлака

Все химические соединения, не идущие на реакции (1), (2), (7) и не переходящие в штейн, уходят в шлак. Массы соединений цветных металлов, которые уходят в шлак из конвертерного шлака:

m (NiO) = 0,51 - 0,46 = 0,05 кг_NiO (Ni) = 0,04 кг_NiO (O) = 0,01 кг(Cu₂S) = 0,8 - 0,75 = 0,05 кг_Cu2S (Cu) = 0,04 кг_Cu2S (S) = 0,01 кг(CoO) = 0,3 - 0,24 = 0,06 кг_CoO (Co) = 0,24 - 0,19 = 0,05 кг _CoO (O) = 0,01 кг

Следует также напомнить, что магнетит из конвертерного шлака полностью прореагировал с сульфидом железа и кремнеземом из окатышей, образуя фаялит (реакция [7], расчет масс реагентов этой реакции приведен в п. 2.4.3.) и прореагировал с сульфидом железа, образуя оксид железа FeO (реакция [5], п. 2.4.2.).

Расчет масс компонентов газовой фазы и подсасываемого в печь воздуха

В подсводном пространстве руднотермической электропечи устанавливается газовая фаза за счет введения в шихту кокса. Масса кокса должна составлять до 3 - 4% от массы шихты. Масса кокса принимается равной 3,6 кг. Причем 30% кокса окисляется до СО₂ по реакции (9):

C + O₂ CO₂

m (C) = 3,6 · 0,3 = 1,08 кг

70% кокса окисляется до монооксида углерода по реакции (8):

2C + O₂ 2CO(C) = 3,6 · 0,7 = 2,52 кг(O₂) = кг (CO) = 5,88 кг

Оксид углерода СО создает восстановительную атмосферу в подсводном пространстве электропечи и восстанавливает железо по реакции (6):

FeO + CO Fe + CO₂

(Расчет масс участвующих в этой реакции веществ приведен в п. 4.4.2. и п. 4.4.5.)

m (CO) = 3,89 + 0,26 = 4,15 кг

m (CO₂) = 6,11 + 0,41 = 6,52 кг

Сернистый ангидрид образуется по реакциям (4), (5), (7), причем по реакции (4) окисляется элементарная сера, образованная по реакции (3):

S₂ + 2O₂ 2SO₂(S₂) = 0,09 кг

m (O₂) = кг (SO₂) = 0,18 кг

Общая масса сернистого ангидрида, образующегося при переплавке 100 кг окатышей, равна:

m (SO₂) = 0,18 + 0,79 + 1,85 = 2,82 кг(S) = 0,09 + 0,4 + 0,93 = 1,42 кг(O) = 1,4 кг

Объемная концентрация сернистого ангидрида в отходящих через газоотводы газах равна 0,7%.

Объемы сернистого ангидрида, углекислого и угарного газа при 273 К (0˚C) равны:

V⁰(SO₂) = м³⁰(CO₂) = м³⁰(CO) = м³

Кокс, вводимый в шихту, окисляется кислородом подсасываемого воздуха (реакции [8], [9]). Кроме того, кислородом подсасываемого воздуха окисляется сера (реакция [4]). Масса необходимого для окисления кокса и серы кислорода равна:

m (O₂) = 2,88 + 3,36 + 0,09 = 6,24 кг

Кислород по массе составляет 23,3% воздуха. Масса воздуха, содержащего 3,96 кг кислорода:

m (возд.) = кг

Остальную массу воздуха составляет азот, который не вступает в химические реакции.

m (N₂) = m (возд.) - m (O₂) = 26,78 - 3,96 = 22,82 кг

V⁰(N₂) = м³

Зная объем сернистого ангидрида и его процентное содержание в газовой фазе и его процентное содержание, можно рассчитать массу всей газовой фазы.

V⁰(газ. фазы) = м³

Объем сернистого ангидрида 0,99 м³, углекислого газа - 5,33 м³, угарного газа - 1,38 м³, азота - 18,24 м³. Остальной объем отходящих газов составляет воздух. Его плотность при 273 К:

ρ⁰(возд.) = 1,29 кг/м³.

V⁰(возд.) = 141,43 - 0,99 - 5,33 - 1,38 - 18,24 = 115,49 м³

m (возд.) = V⁰(возд.) · ρ⁰(возд.) = 148,98 кг

m (N₂) = 148,98 · 0,767 = 114,27 кг

m (O₂) = 148,98 - 114,27 = 34,71 кг

Таким образом, рассчитаны массы подсасываемых в печь азота и кислорода.

m (N₂) = 13,04 + 114,27 = 127,31 кг

m (O₂) = 6,24 + 34,71 = 40,95 кг

Соответственно, масса подсасываемого в печь воздуха:

m (возд.) = 168,26 кг

В газоотводы кислород уходит из шихты в сернистом ангидриде (1,31 кг кислорода), в углекислом газе (2,37 кг); из подсасываемого воздуха - в сернистом ангидриде, углекислом и угарном газах (6,33 кг) и в виде непрогреагировавшего кислорода подсасываемого воздуха (34,71 кг). Общая масса кислорода в отходящих газах:

m (O) = 1,31 + 2,37 + 6,33 + 34,71 = 44,72 кг

Кокс, вводимый в шихту электропечи, полностью уходит в газовую фазу.

m (C) = 3,6 кг

Сера уходит через газоотводы в виде сернистого ангидрида SO₂, ее масса:

m (S) = 1,42 кг

Азот подсасываемого воздуха уходит через газоотводы, не вступая в химические реакции.

m (N₂) = 127,31 кг

Результаты расчета материального баланса электропечного передела представлены в виде таблицы, приведенной в приложении 1.

.2 Расчет теплового баланса электроплавки

При расчете теплового баланса необходимо вычислить тепло, приносимое в электропечь исходными материалами и образующееся при протекании экзотермических химических реакций. Затем требуется вычислить тепло, выносимое из печи конечными материалами, теряющееся через футеровку и кожух печи и поглощаемое эндотермическими реакциями. Разность статей расхода и статей прихода будет являться величиной количества тепла, которое необходимо подвести к печи с помощью электронагрева материалов плавки [8]. Как и расчет материального баланса, тепловой баланс рассчитывается на 100 кг шихты.

Расчет тепловых эффектов химических реакций

Тепловые эффекты реакций рассчитывается как разность сумм произведений тепловых эффектов образования конечных продуктов реакции на их количество (количество молей) и произведений тепловых эффектов образования начальных продуктов реакции на их количество. Тепловые эффекты образования химических веществ при заданной температуре рассчитываются по формуле:

ΔH_f^T = ΔH_f²⁹⁸ + (a + · T) · T,

где ΔH_f²⁹⁸ - тепловые эффекты образования химических веществ при температуре 298К, кДж/моль,

a, b - термодинамические коэффициенты мольной теплоемкости, Дж/моль·К,

Т - абсолютная температура, К.

Чтобы рассчитать тепловой эффект реакции, в которой участвуют определенные массы реагентов, необходимо умножить величину ΔH_f^T на некий коэффициент k (моль), равный:

k = ,

где m - масса одного из веществ, участвующих в химической реакции, г;

M - молярная масса этого вещества, г/моль;

s - стехиометрический коэффициент вещества в уравнении химической реакции [7].

Условно можно считать, что химические реакции, протекающие в процессе электроплавки, идут при температуре 1300˚С (1573 К). Величины ΔH_f²⁹⁸, a, b для каждого соединения находятся по химическому справочнику термодинамических величин.

Зная термодинамические функции химических веществ, можно вычислить тепловые эффекты химических реакций, причем следует учесть, что при отрицательном значении энтальпии тепло выделяется, т.е. реакция экзотермическая, при положительном значении энтальпии - эндотермическая.

В результате расчетов тепловых эффектов химических реакций получен следующие данные:

· выделяющееся тепло 79,83 кДж

· поглощаемое тепло 12,47 кДж

Расчет статей прихода тепла

Тепло, вносимое в печь загружаемыми материалами, равно сумме произведений количества молей компонентов на их теплоемкости и абсолютные температуры.

Тепло, вносимое в печь шихтой:

Температуру загружаемых в печь окатышей принимаю равной 23°С (300К). Теплоемкость каждого химического вещества, входящего в состав окатышей, находится по формуле:

Cp = a +

Тепло, вносимое в печь каждым компонентом, равно:

Q = · Cp · T

Количество тепла, поступающее в печь вместе с шихтой, равно 15221,9 кДж.

Кокс вносит в печь количество тепла, равное 1805,7 кДж.

Тепло, вносимое в печь конвертерным шлаком:

Температуру сливаемого в печь конвертерного шлака принимаю равной 1290°С (1563К).

Количество тепла, поступающее в печь вместе с конвертерным шлаком, равно 101400,5 кДж.

Тепло, вносимое в печь подсасываемым воздухом:

Температуру подсасываемого в печь воздуха принимаю равной 23°С (300К).

Количество тепла, поступающее в печь вместе с подсасываемым воздухом, равно 12272,91 кДж.

Общее количество поступающего в печь (без учета электроэнергии) и выделяющегося при экзотермических реакциях тепла равно 130,78 МДж.

Расчет статей расхода тепла

Расход тепла обусловлен тем, что тепло при плавке выносится с конечными материалами плавки, с газами, поглощается эндотермическими реакциями и теряется через стенки и свод печи.

Потери тепла со штейном

Тепло, содержащееся в медно-никелевом штейне, находится по формуле:

Q_Σ = ,

Где Q_Σ - тепло, содержащееся в штейне, кДж,

Qi - тепло, содержащееся в i-том компоненте штейна, кДж,

n - число компонентов штейна.

Температуру штейна, выпускаемого из печи, принимаю равной 1200˚С.

Количество тепла, выносимое из электропечи штейном, равно 59302,09 кДж.

Потери тепла со шлаком

Тепло, содержащееся в электропечном шлаке, находится по формуле:

Q_Σ = ,

Где Q_Σ - тепло, содержащееся в шлаке, Дж,

Qi - тепло, содержащееся в i-том компоненте шлака, Дж,

n - число компонентов шлака.

Температуру шлака, выпускаемого из печи, принимаю равной 1350˚С.

Количество тепла, выносимое из электропечи шлаком, равно 120880,6 кДж.

Потери тепла с отходящими через газоотводы газами и пылью

Вещественный состав отходящего через газоотводы газа:

m (SO₂) = 2,82 кг(CO₂) = 10,48 кг(CO) = 1,73 кг (N₂) = 127,31 кг

m (O₂) = 34,71 кг

Условно принимается, что температура подсасываемых кислорода и азота 23˚С (300К), температура выделяющихся при реакциях технологических газов (SO₂, CO₂, CO) 1323˚С (1600К).

Количество тепла, содержащегося в отходящих через газоотводы газах, равно 40343,17 кДж.

Пыль уходит из шихты при температуре загруженных в печь окатышей, т.е. 23˚С (300К). Теплообмен с газовой фазой считать необязательно, так как по закону сохранения энергии суммарное количество тепла системы «газовая фаза-пыль» остается постоянным, а вся указанная система уходит в газоотводы. Поэтому изменение температуры при теплообмене между компонентами газовой фазы и пыли не учитывается.

Количество тепла, уходящего из печи с пылью, равно 229,546 кДж.

Потери тепла через футеровку и кожух принимаются равными 15% от количества тепла, поступившего в электропечь (без учета электроэнергии). Количество тепла, теряющегося через кожух и футеровку электропечи, равно 20,67 МДж.

Кроме тепла, теряющегося с выходящими из печи материалами и через кожух и футеровку печи, тепло поглощается при эндотермических реакциях (12,47 кДж). Общее количество расходуемого тепла равно 241,43 МДж.

Расчет количества электроэнергии, которое необходимо подвести к электропечи

Количество тепла, вносимого в печь исходными материалами и выделяющегося при протекании экзотермических реакций, равно 130,78 МДж, количество расходуемого тепла 241,43 МДж.

Для протекания процесса электроплавки к печи необходимо подвести 110,65 МДж тепла.

1 кДж = кВт · час

МДж = кВт · час

,65 МДж = 30,74 кВт · час

Рассчитанный тепловой баланс электроплавки приведен в приложении 2 в виде таблицы, показывающей равенство статей прихода и расхода тепла.

3. Контроль и автоматизация

.1 Современное состояние автоматизации технологических процессов рудно-термической электроплавки

Рудная электроплавка, по сравнению с другими видами плавок, например шахтной и отражательной, технологически более совершенный процесс, легче поддающийся автоматизации и механизации. В отличие от дуговых сталеплавильных, карбидных и других электропечей процесс электроплавки медно-никелевых руд непрерывный, что существенно облегчает его автоматизацию. Однако работы по автоматизации руднотермических электропечей цветной металлургии пока не получили достаточного развития. Лишь частично решены вопросы автоматизации процессов подготовки шихты, загрузки шихты в печь, энергетического и газового режима плавки.

Уровень автоматизации действующих руднотермических печей можно отнести к начальной ступени частичной автоматизации [18].

К основным причинам, сдерживающим автоматизацию электропечей, относятся:

. Сложность и недостаточная их изученность как объектов автоматизации в связи с трудностями проведения исследований при высоких температурах и в агрессивных средах;

. Недостаточная степень надежности и механизации работы обслуживающих механизмов;

. Отсутствие необходимых датчиков и устройств для надежного измерения ряда параметров: температуры расплава в печи; уровня шлака и штейна; взвешивания расплавленных масс; автоматического определения основных компонентов в шихте, конверторном шлаке и продуктах плавки.

В результате контроль некоторых параметров электроплавки осуществляется вручную.

На действующих печах не механизированы и не автоматизированы следующие операции:

а) вскрытие и прочистка шпуровых отверстий;

б) выпуск и транспортировка продуктов плавки;

в) отбор, доставка и разделка проб шихты, шлака и штейна;

г) наращивание кожухов самоспекающихся электродов и засыпка электродной массы.

Практически не решена задача герметизации электропечей [1].

Назначение и функции АСУТП РТП

Назначение АСУТП ѕѕ стабилизация электрического режима и стабилизация температурного режима печи, с целью повышения извлечения полезных компонентов штейн и сокращения непроизводственных затрат на переделе.

В АСУТП автоматически контролируются:

· уровень заглубления электродов в расплав;

· уровень шлака в печи;

· уровень штейна в печи;

· контроль расхода воды на грануляцию;

· температура боковых стен (12 точек);

· температура подины печи (6 точек);

· температура в газоходах печи;

· давление воды на охлаждение короткой сети печного трансформатора;

· давление воды, поступающей на грануляцию;

· состав отходящих газов (содержание CO₂, SO₂);

· расход шихты на переработку;

· разряжение под сводом печи;

· температура охлаждающей воды на сливе;

· напряжение между электродами;

· сила тока, протекающего через расплав;

· напряжение на высокой стороне печного трансформатора;

· температура масла печных трансформаторов;

· заполнение печных бункеров;

· влажность шихты загружаемой в печь;

· расход электроэнергии [5].

Состав продуктов плавки - отвального шлака и штейна - анализируется в лаборатории, отбор проб производится периодически (временной интервал взятия проб штейна и шлака на химический анализ 2 часа).

В АСУТП автоматически сигнализируются:

· отклонения основных технологических параметров от заданных предельных значений (верхняя и нижняя границы оптимального режима);

· изменения режимов работы приводов основного оборудования (транспортеров подачи шихты, дымососа);

· начало и окончание периодических технологических операций (заливка конвертерного шлака, слив штейна, слив шлака) [7].

Структура комплекса технических средств АСУТП

Основные принципы выбора КТС АСУТП:

· Совместимость технических средств;

· Возможность сбора информации с датчиков;

· По возможности решение задач в реальном времени.

Комплекс технических средств АСУТП РТП включает:

· Средства получения информации о состоянии объекта, датчики систем автоматического контроля и дискретных сигналов о состоянии оборудования;

· Средства управления - исполнительные механизмы и регулирующие органы;

· Средства формирования и управляющих воздействий в системе - микропроцессорный контроллер и промышленный компьютер;

· Средства преобразования и представления информации оперативному персоналу - монитор и принтер.

Система автоматического контроля и регулирования реализована с помощью следующих технических средств:

· Контроль выдачи шлака: фотореле ФР-2У, установка закреплена над желобом.

· Контроль заливки шлака: фотореле ФР-2У.

· Контроль положения электродов электропечи: датчик положения электродов УПЭ-3Э.

· Расход воды на грануляцию: диафрагма камерная ДКН-10 - дифманометр мембранный бесшкальный, перепад 1600 кГс/м². ДМ 3583М - прибор с дифференциально-трансформаторной измерительной схемой, перепад 0,4 кГс/см², шкала 0-1600 м³/час.

· Давление воды на короткую сеть печного трансформатора, давление воды, поступающей на грануляцию: манометр дистанционный бесшкальный, предел измерения 4 кГс/см², МЭД мод. 2364 - прибор с дифференциально-трансформаторной измерительной схемой, 0 - 4 кГс/см².

· Температура боковых стен печи: термопара ХА, предел измерения 0 - 1100⁰, ТХА (термопары расположены на боковой стороне печи внутри футеровки, на уровне шлакового расплава, количество 12 единиц).

· Температура подины печи: термопара ХА, предел измерения 0 - 1100⁰, ТХА (термопары расположены в подине печи внутри футеровки, под электродом, 6 единиц).

· Разряжение в газоходах печи: прибор первичный колокольный с ферродинамическим датчиком, предел измерения 16 кГс/м². ДКМОМФ-Т - прибор вторичный с ферродинамическим компенсатором. ВФС-М-40100 - переключатель УП 5311-А23 - указатель положения ДУП-М - исполнительный механизм МЭО-63 - заслонка регулирующая.

· Температура в газоходах печи: термопара ХА, предел измерения 0 - 1100⁰, ТХА (количество 6 единицы)

· Разряжение в сборном газоходе и подсводовом пространстве печи: тягонапоромер в прямоугольном корпусе, шкала 125 мм вод. ст. ТМНП-52.

· Концентрация СО₂ в газоходе и подсводовом пространстве: оптико-акустический газоанализатор ГИАМ-1 - вторичный прибор КСД-2.

· Концентрация SО₂ в газоходе и подсводовом пространстве: газоанализатор ДТ 3221.

· Контроль напряжения на электроде: И - 523, - вторичный прибор Е-724-У/1.

· Контроль силы тока между электродами: И - 523.

· Контроль расхода шихты: 4195Пр.

· Контроль температуры штейна на выходе из печи: АПИР - С.

· Контроль температуры шлака на выходе из печи: АПИР - С.

· Контроль влажности шихты загружаемой в печь: Нейрон - 3М, вторичный прибор ДВН - 2.

· Контроль заполнения печных бункеров: Эхо - 3, вторичный прибор ИПП - 3.

· Контроль масла печных трансформаторов: ТСП - 0879.

· Контроль напряжения на высокой стороне печного трансформатора: И - 523.

· Контроль электрической мощности печи: Е - 728 - У/1.

· Контроль расхода электроэнергии: САЗУ - 4670Д [16].

Несмотря на большое количество контролируемых параметров, руднотермическая печь представляет собой сложный объект управления. Это связано прежде всего с причинами, описанными в разделе 3.1. Однако, с учетом важности процесса, надо заметить, что развитие автоматизации электропечного передела крайне необходимо для повышения эффективности плавки. На данный момент управление большей частью технологических параметров печи осуществляется вручную. Внедрение в агрегат электроплавки АСР позволит достичь оптимальных параметров процесса, минимизировать расходы и повысить экономическую рентабельность производства.

3.2 Комплексная автоматизация руднотермической печи

Электроплавка является одним из важнейших, перспективных и технологически более совершенных процессов цветной металлургии. Как было отмечено выше, процесс плавки медно-никелевых руд в электропечах характеризуется совокупностью достаточно сложных физико-химических процессов, взаимодействующих между собой. Для управления таким сложным объектом, как руднотермическая электропечь, необходимо обеспечить автоматический контроль и стабилизацию на определенном уровне входных и выходных материальных и энергетических потоков. Система автоматизации должна охватывать весь технологический цикл от загрузки шихты до выпуска продуктов плавки, согласованный с тепловым, электрическим и газовым режимом печи.

Автоматический контроль перемещения электродов

Как было отмечено выше, величина заглубления электродов в шлаковый расплав оказывает существенное влияние на режим рудной электроплавки. Однако из-за отсутствия серийно выпускаемых приборов автоматический контроль заглубления электродов не проводится. В схемах автоматизации действующих РТП предусматривают только сигнализацию положения электродов на верхнем и нижнем концевых выключателях.

Устройства для контроля перемещения электрода

В институте «НИИАвтоматика» разработан и внедрен в производство на ряде руднотермических печей цветной металлургии указатель положения электродов типа УПЭ - 1. Принцип действия прибора основан на преобразовании поступательного движения электрода при помощи индукционного датчика в электрический сигнал, измеряемый щитовым показывающим прибором, отградуированным в единицах длины.

Индукционный датчик (рис. 3.1, б) устанавливают на стойке концевых выключателей электродов. Механическая связь электрода с датчиком осуществляется при помощи стального изолированного тросика. При движении электрода вниз тросик сматывается со шкива (1), сжимая пружину (2). Вращательное движение шкива через редуктор (3) передается па лекало (4) и преобразуется в поступательное движение плунжера стандартной индукционной катушки 1ИК (5).

Электрическая схема указателя УПЭ-1 показана рис. 3.1, а. Измерительный блок, включающий в себя индукционную катушку 2ИК, выпрямительный мост В, показывающий прибор П и сопротивления R₁, R₂, R₃ устанавливают на пульте управления.

Индукционная катушка 2ИК, вторичная обмотка которой включена последовательно и встречно со вторичной обмоткой 1ИК, служит для установки показывающего прибора на начало отсчета (электрод на верхнем концевом выключателе). Сопротивлениями R₁ и R₂ прибор устанавливают на максимум (электрод па нижнем концевом выключателе). Сопротивление R₃ служит для подключения регистрирующего потенциометра на 100 мВ для записи перемещения электрода или для использования электрического сигнала перемещения электрода в системе оптимального управления режимом плавки. Питание индукционных катушек осуществляется чем трансформатор Т и стабилизатор С.

Предел измерения указателя составляет 110 см, погрешность измерения ±2,5%. Индукционный датчик может работать в комплекте с дифференциально - трансформаторным прибором или (для получения унифицированного сигнала 0 - 5 мА) преобразователем ПТ - ДТ - Л.

Методы и устройства для измерения заглубления электродов

Создание устройства для непрерывного измерения глубины погружения электрода в шлаковый расплав является важной и достаточно сложной задачей, решение которой позволило бы обеспечить рациональное управление технологическим процессом плавки, электрическим режимом печи и режимом спекания электродов. В практике эксплуатации печей и при исследованиях применяют различные методы периодического контроля величины заглубления электродов. Отдельные устройства для измерения заглубления электродов, описанные в литературе, находятся в стадии разработки.

Обычно при исследованиях глубину погружения электродов измеряют периодически по отметкам, сделанным на кожухе электрода. Момент касания электрода с расплавом определяют по показаниям амперметра и вольтметра. Связь между площадкой наварки кожуха и пультом управления осуществляют при помощи сигнализации или полевого телефона.

Величину заглубления определяют методом прямого измерения путем нащупывания нижнего торца электрода загнутой железной штангой с рабочей площадки на своде печи. Подобное измерение является трудоемкой операцией и требует отключения печи.

Применяют также метод контроля глубины погружения электрода при помощи троса через капал в электроде. В электрод по всей длине предварительно монтируют железную трубу, через которую в печь вставляют изолированный трос. Момент касания расплава определяют по амперметру, включенному последовательно с тросом во вторичную обмотку вспомогательного трансформатора.

На ферросплавных печах также применяют устройство для контроля перемещения электродов, состоящее из неподвижной шкалы и указателя, связанного тросовой передачей с механизмом перемещения электрододержателей. Ежедневно измеряют фактическую длину электрода и задают глубину погружения на предстоящие сутки. При этом стрелку указателя устанавливают против соответствующей цифры на неподвижной шкале. В процессе работы печи по шкале осуществляют отсчет фактического отклонения глубины погружения от заданной. Данные о перемещении всех электродов фиксируются на ленте регистрирующего прибора; на этой же ленте нанесена для контроля прямая, отвечающая заданной глубине погружения в функции времени с учетом обгорания электрода.

Автоматизация дозирования компонентов шихты и загрузки печных бункеров

Хорошая шихтоподготовка сырья, поступающего в руднотермическую печь, имеет решающее значение для улучшения режима и технико-экономических показателей электроплавки.

На действующих медно-никелевых заводах шихта для плавки составляется на транспортерной ленте, проходящей под бункерами шихтарника. На большинстве руднотермических печей дозирование по массе компонентов шихты отсутствует. Соотношение отдельных компонентов устанавливается обслуживающим персоналом изменением положения ножей тарельчатых питателей. Такой метод шихтовки является приближенным и не удовлетворяет требованиям технологии. Общее количество шихты, подаваемой в печные бункера, обычно измеряют конвейерными весами типа ЛТМ, встроенными в ленточные транспортеры. Количество залитого в печь оборотного конвертерного шлака учитывают по числу и объему ковшей с периодическим контрольным их взвешиванием. Аналогичным образом учитывают количество выданного штейна и отвального шлака.

В практике действующих заводов опробование рудного сырья (руды и окатышей) осуществляют вручную. Пробы отбирают методом отсечения с транспортерной ленты. Жидкие продукты плавки также отбирают вручную специальной ложкой во время выпуска в ковши (три пробы на ковш) или на грануляцию (через каждые 15 мин). Сырье и продукты плавки анализируют лабораторными методами. Вследствие длительности анализов корректировку состава шихты осуществляют только по составу продуктов плавки за предыдущие сутки. Результаты анализа используют для составления баланса и контроля производства.

Непрерывная саморегулирующая загрузка шихты (без разрыва, «на электрод»), внедренная на рассматриваемых печах, упрощает решение вопроса автоматизации загрузки и уменьшает возмущающие воздействия по каналу загрузки. Однако плохо подготовленная и недостаточно подсушенная шихта в зимнее время часто забивает течки, что приводит к неравномерной подаче шихты по электродам. Большим возмущением по загрузке является опрокидывание откоса шихты в расплав, что вызывает хлопок (взрыв). Крупные взрывы разрушают свод и печи создают опасные условия труда. Периодическая заливка конвертерного шлака, изменяющего химический состав и проводимость расплава в области штейновых шпуров, является также существенным возмущением как технологического, так и электрического режима.

Как было отмечено выше, существующие системы автоматической загрузки печных бункеров, осуществляющие последовательное заполнение бункеров шихтой по сигналам уровнемеров верхнего и нижнего уровня, не обеспечивают раздельной переработки руды и окатышей в печи. В результате на ряде предприятий загрузку осуществляет загрузчик, дистанционно управляя стационарными и реверсивными транспортерами и визуально контролируя наполнение печных бункеров.

Ниже приведено описание отдельных серийно выпускаемых и новых устройств и систем автоматизации, вторые рекомендуют для использования на руднотермических печах цветной металлургии при автоматизации процессов шихтоподготовки и загрузки шихты в печные бункера.

Автоматическое дозирование компонентов шихты

Сущность дозирования заключается в том, чтобы установить определенный расход и весовое соотношение материалов, составляющих шихту.

В практике работы металлургических заводов применяют объемный и весовой методы дозирования. При объемном дозировании расход материала регулируют перемещением ножа или изменением скорости вращения тарели тарельчатого питателя. Погрешности при объемном дозировании весьма значительны, они обусловлены изменением количества материалов в бункерах, их гранулометрическим составом, влажностью и др. При автоматическом весовом дозировании шихтовых материалов обеспечивается заданный режим работы с требуемой точностью независимо от внешних и внутренних возмущающих воздействий на процесс. Применение весового дозирования позволяет в несколько раз уменьшить погрешности, допускаемые при объемном дозировании.

Весоизмерительные и дозирующие устройства

Основным элементом системы автоматического весового дозирования является датчик веса (весоизмеритель, дозатор). В настоящее время в России серийно выпускают несколько типов весоизмерителей, предназначенных для взвешивания и дозирования шихтовых материалов. Наиболее широко на металлургических заводах применяют весоизмерители и дозаторы типа ЛТМ, ЛДА, ВЛ.

Весы типа ЛТМ, встраивающиеся в стандартные транспортеры, предназначены для определения данных о производительности транспортера и количестве прошедшего материала.

Ленточные автоматические дозаторы ЛДА, разработанные в институте НИКИМП, предназначены для непрерывной выдачи различных сыпучих материалов из бункеров с заданной весовой производительностью. Выпускают несколько типоразмеров дозаторов по наибольшей производительности дозирования (от 12 до 130 т/ч).

Дозатор ЛДА состоит из электровибрационного питателя с вибродвигателем и весового ленточного транспортера. Вибрационный питатель подвешивают на рессорах к горловине расходного бункера, весовую часть рамой опирают на специальную опорную металлоконструкцию. Транспортер является весовой платформой, на которой осуществляется непрерывный весовой контроль дозируемого материала. Блок управления дозатором монтируют в отдельном шкафу.

К недостаткам дозаторов ЛДА следует отнести значительное превышение допустимой погрешности дозатора (±2%) вследствие зависания материалов в бункерах. Сравнительно большие габариты дозаторов требуют существенной реконструкции бункеров при установи их на действующих агрегатах.

Ленточный весоизмеритель ВЛ, разработанный специальным конструкторским бюро «Цветметавтоматика» представляет собой короткий транспортер, установленный на платформе товарных рычажных весов, помещенной между ветвями транспортера. В качестве привода транспортера весоизмерителя применен асинхронный электродвигатель, вращение которого передается па ведущий барабан транспортера через редуктор и цепную передачу. При постоянной скорости движения. ленты транспортера масса материала на ленте в каждый момент времени определяется мгновенным значением расхода дозируемого материала.

Транспортер с двигателем и редуктором устанавливают на платформе рычажных весов ВСР-1 и уравновешивают перемещением дополнительного груза на коромысле весов, которое тягой связано с платформой циферблатных квадрантных весов ВНЦ-10. Принцип их действия заключается в том, что при нарушении равновесия систем изменяется плечо, на которое действует вес контргруза - квадранта, вследствие чего равновесие восстанавливается автоматически при новом положении весовой системы. С рычажной системой квадрантных весов сочленена стрелка, а с основным коромыслом рычажных весов - два индукционных датчика индукционно-телеметрической и дифференциально-трансформаторной системы. Данные с весоизмерителя передаются на регистрирующий и суммирующий прибор, а изменение веса является импульсом для регулирования в системе автоматического весового дозирования.

Весоизмеритель ВЛ-1058 рассчитан на расходы от 30 до 200 т/ч. Изменение пределов измерения достигается применением редуктора и цепной передачи с соответствующими передаточными отношениями. Весоизмеритель ВЛ - 1059 выпускают с пределами измерений от 0,3 до 5 т/ч. Основная погрешность взвешиваний составляет 1,5%.

Взвешивание расплавленных шлаков. и шлейной относится к наиболее сложным проблемам весоизмерительной техники. Объемные измерения расплавленных масс в ковшах, применяемые в настоящее время на металлургических заводах, являются ориентировочными и не могут быть использованы в системах автоматического регулирования и управления. Поскольку основным средством транспортирования расплавленных масс между агрегатами металлургического цеха являются мостовые краны, проблему взвешивания указанных продуктов решают путем создания крановых весов.

Специальным конструкторским бюро испытательных машин создан опытный образец крановых электронно-тензометрических весов марки 596К50, предназначенных для взвешивания в ковшах расплавленной массы штейна, шлака и других материалов. Пределы взвешивания составляют от 5 до 50 т; допускаемая погрешность ±2%. Взвешивание осуществляется при помощи тензометрических датчиков сжатия (проволочных преобразователей). Результаты взвешивания демонстрируются на указательном приборе, который устанавливают в кабине крановщика, а также на вторичном цифровом табло, устанавливаемом снаружи кабины крана. Управляет весами крановщик с пульта управления, в котором для удобства также вмонтированы миниатюрные цифровые табло.

Система автоматического регулирования дозировки компонентов шихты

Для автоматизации процесса приготовления шихты, поступающей на плавку в Руднотермические электропечи, может быть рекомендована типовая система автоматического регулирования непрерывной дозировки компонентов шихты, разработанная конструкторским бюро «Цветметавтоматика».

Компоненты шихты при бункерном методе шихтовки должны смешиваться в соответствии с металлургическим расчетом, в результате которого вычисляют соотношения между их массами. Для осуществления этих соотношений необходимо осуществлять прямое непрерывное измерение и регулирование расхода компонентов шихты по массе.

Каждый из компонентов шихты подается на сборный транспортер при помощи питателя и проходит через весоизмеритель. Точность соблюдения заданного состава шихты существенно зависит от характеристик питателей и регулирующих органов, а также от физических свойств дозируемых материалов (влажность, крупность, сыпучесть).

Автоматическая загрузка печных бункеров

Система загрузки шихты в электропечь должна обеспечивать максимальный проплав шихты при ограничениях по потерям металла с отвальными шлаками и удельному расходу электроэнергии. При этом предъявляют требования безопасности условий работы, защиты стен печи от действия шлакового расплава, возможности полной механизации и автоматизации процесса загрузки [1].

Стремление обеспечить максимальный проплав шихты при высоком тепловом коэффициенте полезного действия электропечи отразилось на характере загрузки материала в печь: плавку руды и концентрата ведут, создав на поверхности шлаковой ванны откосы шихты в виде конических куч, плавающих в расплаве.

В настоящее время шихту в руднотермические печи загружают двумя способами: с «разрывом» потока шихты и «без разрыва».

Электропечи старой конструкции загружают с «разрывом» потока шихты при помощи скребковых транспортеров, проходящих вдоль обеих сторон печи, и системы загрузочных точек, подающих шихту в подсводовое пространство. Для прекращения подачи шихты в печь в трубах загрузочных течек выполнены рычажные затворы (шиберы). Путем открытия шиберов загрузчик догружает те или иные кучи по мере их оседания. Система транспортировки и распределения шихты по длине печи при помощи скребковых транспортеров не приспособлена для автоматизации. В связи с этим загрузочные приспособления на вновь построенных печах подвергли коренному изменению.

Загрузка шихты в новые печи «без разрыва» осуществляется из двенадцати печных бункеров (по шесть бункеров с каждой стороны печи), расположенных над печью. У каждого бункера имеется по три течки, из которых через две центральные загружают шихту к электродам и одну боковую - к стенам печи. Центральные течки снабжены подвижной телескопической насадкой, которая дает возможность регулировать высоту конуса шихты. Из печных бункеров шихта самотеком поступает в печь, образуя конусы. По мере плавления шихты, конусы оседают и непрерывно пополняются шихтой из печных бункеров. Шихту в печные бункера подают при помощи ленточных стационарных и реверсивных транспортеров, расположенных по обе стороны печи.

Сравнение двух способов загрузки показывает, что загрузка без разрыва обладает бесспорными преимуществами вследствие того, что происходит саморегулирование загрузки и образуются шихтовые кучи постоянной высоты. Однако при этом способе предъявляют повышенные требования к подготовке шихты, ибо недостаточно подготовленная шихта забивает течки и перестает поступать в печь. При этом нарушается соответствие количества шихты, загружаемой в печь, плавильной способности печи. Недогрузка печи сопровождается перегревом шлака и высоким расходом электроэнергии.

Я.Л. Серебряным [1] подробно рассмотрены способы «центральной загрузки» шихты и «загрузки на электрод», их преимущества и недостатки.

Откосы шихты в печи, расположенные у электродов, называются центральными, а откосы, находящиеся возле продольных стен, - боковыми. Они в основном служат для защиты стенок печи от действия шлакового расплава. Поскольку центральные откосы шихты располагаются вблизи зоны максимальных тепловыделений, то они подплавляются быстрее, чем боковые. Поэтому основную массу шихты загружают ближе к электродам. Такую загрузку называют центральной. При центральной загрузке на поверхности ванны между электродом и основанием конусов откосов существует открытый участок шлаковой ванны, обеспечивающий вследствие высокой температуры и интенсивного движения конвекционных потоков шлака форсированное плавление шихты. Недостатком центральной системы загрузки является плохая устойчивость высоких откосов при влажной шихте и большом количестве мелочи, что приводит к опрокидыванию откосов шихты в расплав и взрывам - «хлопкам».

Чтобы устранишь опрокидывание откосов шихты в расплав, на комбинате «Печенганикель» была освоена раздельная плавка руды и концентрата в одной печи. При приготовлении шихты руду и концентрат не смешивают, а загружают в печь раздельно, в результате чего образуются «чисто» рудные и «чисто» концентратные откосы. Концентратные откосы, погруженные в ванну расплава на меньшую глубину, чем рудные, при разрушении не создают хлопков - взрывов.

На Норильском комбинате предложена система загрузки шихты «на электрод», обеспечивающая хорошую устойчивость откосов шихты. При этом ликвидируется участок открытой ванны вокруг электрода и прекращается выбивание факела раскаленных газов через зазор между электродом и сводом. В результате уменьшаются потери тепла с газами и улучшается подготовка шихты к плавке вследствие предварительного прогрева ее потоками газов, проходящих через откосы. Последнее обстоятельство обеспечивает рост производительности печи и снижение расхода электроэнергии.

При загрузке «на электрод» высота завалки электрода шихтой зависит от ее объемной массы, расположения загрузочных воронок относительно электрода и высоты откоса шихты над уровнем ванны. При плавке более тяжелой рудной шихты превышение допустимых пределов уровня завалки электрода приводит к нежелательно последствиям: чрезмерному погружению электрода в расплав, отклонению оси электрода от вертикали («перекосу» электрода), поломки рабочего конца электрода.

На отечественных предприятиях, перерабатывающих медно-никелевое сырье, рациональную систему загрузит выбирают исходя из конкретных условий плавки и перерабатываемого сырья. Для тех печей, где внедрен способ непрерывной загрузки без разрыва потока шихты, независимо от принятой системы загрузки - «центральной» или «на электрод», автоматизация процесса сводится к автоматическому заполнению печных бункеров шихтой. На некоторых руднотермических печах внедрена система автоматической загрузки, осуществляющая последовательное заполнение печных бункеров шихтой по сигналам уровнемеров верхнего и нижнего уровня. Указанная система не обеспечивает раздельной переработки руды и окатышей в печи. К недостаткам системы следует отнести также выполнение ее с применением контактных реле.

В институте «НИИАвтоматика» разработана система автоматической загрузки печных бункеров, выполненная на бесконтактных логических элементах серии «Логика». Отличительной особенностью системы является обеспечение раздельной загрузки руды и окатышей в печные бункера (окатыши загружают в печные бункера электродов №3 и 4) по сигналу от датчика нижнего уровня, в зависимости от веса или времени.

Система управляет комплексом взаимосвязанных механизмов (аспираторы; тарельчатые питатели; весоизмерители; стационарный, промежуточный и реверсивный транспортеры), предназначенных для транспортировки и загрузки шихты в печные бункера.

Система предусматривает контроль и сигнализацию следующих параметров: верхнего и нижнего уровней шихты в главных и печных бункерах; наличия шихты на ленте стационарного транспортера; аварийного пересыпания шихты в бункерах; исправности лент транспортеров; схода шихты из печных бункеров.

Конструктивно система состоит из датчиков, устанавливаемых по месту; пульта управления и сигнализации с мнемосхемой; логического устройства автоматического управления загрузкой.

При выборе датчиков особое внимание уделяли обеспечению надежности системы в условиях металлургического производства (абразивности материала, запыленности, загазованности и т.п.).

Автоматическое измерение ровня расплава в печи

Существует большое число приборов для измерения уровней жидких и сыпучих сред, различающихся принципом действия и конструктивными особенностями. Контроль уровня расплавленного металла относится к наиболее сложным проблемам техники измерения уровня. Высокие температуры сред, их большая плотность и агрессивность исключают применение большинства методов контроля. Для определения уровня расплавленного металла из всех методов непосредственного контакта применяют лишь электроконтактный а из бесконтактных - радиоактивный, акустический и др. Особую трудность представляет автоматический контроль уровня раздела двух сред.

На действующих РТП для плавки медно-никелевых руд уровень шлака и штейна до последнего времени измеряли вручную стальным ломиком через замерочное отверстие, расположенное в своде печи. Длина замерочного ломика составляла ≈ 5 м, диаметр 20 мм. Для замера уровней шлака и штейна ломик опускают вертикально в расплав и выдерживают в ванне до 1 мин. По извлечении из расплава на замерочном ломике наблюдают достаточно четкую границу между штейновым и шлаковым слоями - конец ломика, находившийся в штейне, покрыт тонкой коркой шлака, а часть ломика, соприкасавшаяся со шлаковым слоем, покрыта толстой коркой. Замерочный ломик укладывают на рабочей площадке рядом с контрольным и по отметкам, нанесенным на контрольном ломике, отсчитывают уровень шлака и штейна. Замер осуществляют при отключении печи 1 - 2 раза в смену, что является трудоемкой операцией и приводит к излишним простоям печи.

Методы и устройства для контроля уровня расплава

Радиоактивный метод. Для индикации уровня жидкости металла в металлургической промышленности в последнее время широко применяют радиоизотопные гамма-реле, схема монтажа которых определяется конкретными условиями технологического процесса.

Метод контроля уровня шлака при помощи радиоактивных изотопов был опробован в черной металлургии при доменной плавке. Схема установки излучателя и счетчика в горне доменной печи показана на рис. 3.3. В шлаковую летку 1 в охлаждаемой трубке устанавливают радиоактивный датчик 2. В воздушной фурме 3 в охлаждаемой трубке размещают счетчик 4, соединенный с пересчетной установкой 5. Интенсивность излучения, фиксируемая фурменными счетчиками, зависит от высоты слоев шлака и кокса, находящихся на пути пучка гамма-лучей между шлаковыми и воздушными фурмами. При повышении уровня шлака в горне поглощение излучения увеличивается и интенсивность ослабляется пропорционально изменению уровня. Для каждой нары шлаковой и воздушной фурм на основании экспериментальных данных составляли градуировочную таблицу, по которой определяли уровень продуктов плавки в горне.

Схема установки радиоактивного уровнемера

Опыт применения радиационных датчиков уровня в черной металлургии позволяет предположить о принципиальной возможности контроля уровня ванны в РТП при помощи радиоактивных приборов. Однако следует отметить, что применение указанного метода в условиях рудной электроплавки медно-никелевого сырья осложняется большой агрессивностью шлака, а также наличием корок па поверхности ванны и настылей у торцовых стенок печи.

Ультразвуковой метод. Для измерения уровня расплавленного металла и шихты в металлургических агрегатах также применяют ультразвуковые уровнемеры, работа которых основана на принципе локации сверху.

Вырабатываемые генератором электрические колебания формируются передающим преобразователем в электроакустические и излучаются внутрь агрегата в направлении раздела газ - расплав. Отраженные от границы раздела колебания принимаются, трансформируются приемным электроакустическим преобразователем и поступают в усилитель. Время прохождения сигнала но акустическому тракту, пропорциональное расстоянию от свода до поверхности расплава либо шихты, измеряется специальной электронной схемой. Измеренное значение уровня регистрируется вторичным прибором.

При использовании ультразвуковых уровнемеров в металлургических агрегатах существенную роль играет температурная и концентрационная погрешность прибора. Как известно, температурная погрешность прибора, построенного по методу акустической импульсной локации через газ, определяется изменениями скорости звука в связи с изменениями температуры газа. Концентрационная погрешность измерений определяется изменениями концентрации составляющих газовой среды.

При измерении уровня шихты в шахтной печи для предохранения преобразователя от загрязнения и предотвращения конденсации паров воды в патрубок-волновод непрерывно подается воздух, что существенно улучшает условия работы преобразователя, а также позволяет уменьшить температурную и концентрационную погрешность прибора.

Измерение уровня расплава в печи при помощи ультразвуковых датчиков возможно только при наличии участка с постоянно чистым зеркалом ванны. В руднотермической печи для плавки медно-никелевых руд при существующей системе загрузки печи шихтой практически вся поверхность расплава закрыта шихтовыми кучами. Кроме того, в руднотермической печи в результате сильных электрических и магнитных полей уровень помех может быть недопустимо высоким. Указанные обстоятельства ставят под сомнение возможность применения ультразвуковых уровнемеров в руднотермических печах.

Определить границу шлака и штейна в руднотермической печи при помощи ультразвукового прибора невозможно, так как акустические сопротивления шлака и штейна весьма близки по величине.

Термоэлектрический метод. Из других бесконтактных методов измерения уровня определенный интерес представляет метод контроля уровня жидкого металла при помощи тепловых датчиков. В Германии разработан термоэлектрический способ измерения уровня жидкого металла в установках непрерывной разливки стали, основанный на том, что температура стенок кристаллизатора по его высоте зависит от уровня жидкого металла.

Для контроля температуры по высоте кристаллизатора в его стенку с определенными интервалами ввинчивают термозонды, представляющие собой термопары, закрепленные в специальном держателе. Термоэлектродвижущая сила U_t термопары замеряется соответствующим прибором. Сравнивая U_t с эталонной э.д.с. (U_э), которая соответствует температуре, а следовательно, и уровню металла, можно установить, до какого зонда дошел уровень металла. В термоэлектрическом уровнемере (рис. 3.4) каждый термозонд 1 присоединен к контакту обегающего устройства 2, который подключает соответствующий термозонд к источнику эталонной э.д.с. 3. Разность напряжении (U_t - U_э) подается на усилитель 4. На выходе усилителя включен электродвигатель 5, напряжение вращения которого зависит от знака сигнала рассогласования. Электродвигатель перемещает коммутатор обегающего устройства до тех пор, пока рычаг его не остановится на контакте с последним термозондом, до которого дошел жидкий металл. Коммутатор связан с указателем 6, показывающим уровень расплава.

Блок-схема термоэлектрического уровнемера

Рассматривая возможность применения термоэлектрического уровнемера в руднотермической печи следует учитывать значительную толщину футерованной стенки печи, а также наличие настылей у стенок, что значительно снижает чувствительность замера.

Электроконтактный метод. Предложен ряд устройств для измерения уровня расплава в металлургических печах электроконтактным методом, где в качестве датчиков используют измерительные электроды (ИЭ), вводимые в печь до контакта с расплавом.

Во ВНИИцветмете разработан уровнемер расплава, основанный на контактном методе измерения уровня (рис. 3.5). ИЭ 1, выполненный из проводящего материала, перемещается в вертикальной плоскости при помощи электродвигателя 2. Релейная следящая системa 3 обеспечивает перемещение ИЭ так, чтобы он всегда касался шлаковой ванны, не отрываясь от верхнего ее уровня. Измерение уровня расплава осуществляется при помощи реостатного датчика 4, связанного с положением ИЭ через редуктор. Реостатный датчик включен в мостовую измерительную схему вторичного прибора 5, отградуированного в единицах длины.

В схему введена автоматическая компенсация обгорания ИЭ посредством периодического контроля его длины при помощи фотореле 6. ИЭ поднимается из печи, в момент прохождения его раскаленного конца точки установки датчика срабатывает фотореле, и электрод останавливается. При помощи электрической мостовой схемы сравнивается фактическая длина ИЭ с первоначальной и по разности их в измерительную схему автоматически вводится поправка на обгорание электрода.

Рассмотренный уровнемер может быть использован также для раздельного измерения уровнен компонента расплава. Измерение уровней раздела осуществляется по скачкообразному изменению градиента проводимости, происходящему при переходе ИЭ через границу раздела компонентов расплава. Для этой цели в цепь электрода 1 включен прибор контроля градиента проводимости 7 (рис. 3.5), который через релейный блок 8 выдает импульсы для регистрации уровней раздела компонентов расплава на диаграммной ленте вторичного прибора 5.

Описанный уровнемер прошел производственные испытания на опытно-промышленной РТП свинцовой плавки. Разработка и выпуск промышленных образцов уровнемера не были организованы.

3.3 Автоматическое управление электрическим режимом шестиэлектродной руднотермической печи

Мощность, потребляемая руднотермической печью, является одним из важнейших технологических параметров плавки сульфидного медно - никелевого сырья на штейн. В процессе плавки необходимо поддерживать заданную мощность. Это позволяет достичь оптимальной структуры температурного поля в ванне печи, что обеспечивает достаточный прогрев верхнего слоя расплава, оптимальные температуры отвального шлака и штейна при выпуске из печи. Все это, в свою очередь позволяет достичь максимального проплава шихты при минимальных энергопотерях.

В настоящем разделе предлагается система автоматического управления энергетическим режимом печи. В качестве регулируемого параметра используется мощность пары электродов, а регулирующего воздействия - глубина погружения электродов в шлак и ступень напряжения электропечного трансформаторного агрегата.

При перемещении какого-либо электрода одновременно изменяется сила тока каждого электрода, причем новое значение силы тока устанавливается практически мгновенно, что характеризует электротермическую печь как безынерционный объект автоматического регулирования. Изменение силы тока происходит также под действием ряда возмущающих факторов: обгорание электродов, систематическое изменение электропроводности шлака, изменение высоты шлаковой и штейновой ванн, флуктуации электропроводности между электродами в результате конвективных потоков шлака, возникновения микродуг в приэлектродных областях и рядом других явлений. Эти возмущения являются причиной изменения токового режима печи. Регулятор должен компенсировать возмущения, и в то же время для повышения надежности системы управления необходимо обеспечить минимум перемещений электродов.

По структуре электрических цепей шести электродная печь это не трехфазная печь, а три однофазные двух электродные печи, объединенные общей ванной. Электрическая схема питания электропечи показана на рис. 3.6.

В случае, когда все печные трансформаторы работают на одной ступени напряжения, токи, протекающие от одной группы электродов к другой, достаточно малы, и ими можно пренебречь. Таким образом, шестиэлектродную печь можно рассматривать как три условно независимые однофазные двух электродные печи. Такое рассмотрение объекта управления позволяет стабилизировать мощность не только одной пары электродов, но и всей печи в целом (при установке АСР на каждую пару электродов)

Для решения задачи автоматизации РТП рассмотрим однофазную двухэлектродную плавильную печь, показанную на рис. 3.7.

Нахождение передаточных функций звеньев системы

Объект управления

Мощность на выходе объекта управления находится по следующей формуле:

P^’ = IÌUÌcosφ, (3.1)

где P^’ - мощность двухэлектродной системы, Вт;

I - сила тока, протекающего через расплав, А;

U - напряжение между электродами, В;

сosφ - коэффициент мощности [3].

Учитывая, что нагрузка печи активная (реактивная составляющая настолько мала по сравнению с активной, что ею можно пренебречь), можно принять cosφ = 1. Тогда формула (3.1) будет выглядеть следующим образом:

P^’ = IÌU (3.2)

Учитывая, что I = , можно записать:

P^’ =, (3.3)

где R - активное сопротивление расплава, Ом.

Сопротивление R будет зависеть от величины заглубления электродов в расплав H. Для нахождения этой зависимости используем формулу для вычисления сопротивления однофазной двухэлектродной шлаковой ванны, отнесенного к одному электроду:

r_i^э =0,5**, (3.4)

где i = 1, 2;

r - удельное сопротивление шлаковой ванны, ОмÌмм,

d - диаметр электродов, мм,

l - распад электродов, мм,

h_ш - высота шлаковой ванны, мм,

h_i- заглубление i-го электрода, мм [10].

Сопротивление между двумя электродами:

R=b*(r₁^э+r₂^э), (3.5)

где b¾эмпирический коэффициент, равный 0,96 [10].

Подставим уравнение (3.4) в (3.5), получим:

R=0,5*b* (3.6)

Анализируя формулу (3.6) можно заметить, что сопротивление между электродами зависит от параметров h₁, h₂, h_ш. Параметры для конкретной печи (l, d) можно условно принять константами. Последнюю величину удельное сопротивление шлака r также можно считать постоянной для конкретной печи, так как условия плавки (состав исходных материалов, температура процесса и т.д.) для отдельной печи примерно всегда одинаковы во времени, а, следовательно, удельное сопротивление шлака, зависящее от этих условий, также постоянное для конкретного процесса. Для упрощения дальнейших выкладок задаем значения l, d, h_ш, r по данным практики, причем величину h_ш выбираем средней по данным практики, r задаем как r_н номинальное значение удельного сопротивления шлака: l = 3 м, d = 1 м, h_ш = 1600 мм, r = 4 Ом*см. Заглубления пары электродов можно считать одинаковыми, т.е.

h₁ = h₂ = H.

Удельное сопротивление расплава зависит от состава исходных материалов, который в свою очередь определяется выбранным режимом плавки. В настоящее время применяют два режима плавки:

) Плавка на шлак с содержанием 40 - 42% SiO₂;

) Бесфлюсовая плавка на шлак с содержанием SiO₂ 37% [3].

Передаточная функция объекта управления и настройки регулятора для каждого из режимов будут разными.

Плавка на шлак с высоким содержанием SiO₂

Удельное электрическое сопротивление r для данного режима плавки по данным практики равно 4 Ом*см (40 Ом*мм).

Таким образом, зависимость электрического сопротивления от величины заглубления электродов будет выражена следующим образом:

R= (3.7)

Подставим (3.7) в уравнение (3.3) и получим зависимость мощности печи от напряжения и величины заглубления электродов в расплав:

P^’ =, (3.8)

где P - мощность, Вт;

U - напряжение между электродами, В;

H - величина заглубления электродов в расплав, мм.

При данном режиме работы стараются подавать максимальное напряжение на электроды. Рассчитаем параметры работы печи при номинальном значении мощности (15 МВт). Зададим напряжение на стороне НН трансформатора равным максимальному, т.е. 579 В. Значение величины заглубления электродов выведем из формулы (3.8):

Н = (3.9)

Величина Н = 368 мм входит в допустимый интервал заглублений электродов (300 - 700 мм). Таким образом, при работе на шлак с высоким содержанием диоксида кремния при удельном сопротивлении расплава r = 40 Ом*мм заданная мощность двухэлектродной системы (15 МВт) будет поддерживаться при напряжении U = 579 В и заглублении электродов Н = 368 мм.

Плавка на шлак с низким содержанием SiO₂.

Удельное электрическое сопротивление r для данного режима плавки по данным практики равно 3 Ом*см (30 Ом*мм). Методика расчета для режима с низким содержанием SiO₂ аналогична методике, используемой в предыдущем разделе. Таким образом, используя формулы (3.7), (3.8) и (3.9), получим выражения для нахождения электрического сопротивления, мощности и глубины погружения электродов в расплав при номинальном режиме. При этом напряжение принимается равным 487 В (8-я ступень трансформатора). В результате расчета получим следующие значения:

R= (3.10)

P^’ =, (3.11)

Н = (3.12)

Таким образом, заданная мощность 15 МВт будет поддерживаться при напряжении 487 В и заглублении электродов в расплав 420,5 мм.

Гидравлическая система перемещения электрода

Гидравлическая система перемещения электрода представляет собой интегрирующее звено:

(3.10)

Коэффициент передачи k_г.с. находится как отношение максимально возможной скорости перемещения электродов к максимально возможному управляющему сигналу регулятора S₁:

, (3.11)

где - максимальная скорость перемещения электрода, обусловленная конструктивными особенностями печи. = 0,3 м/мин = 5 мм/с; [1]

- максимальный управляющий сигнал регулятора, В.

Так как регулятор вырабатывает стандартные сигналы в диапазоне 0 - 5 В, можно записать, что = 5 В. Таким образом:

. (3.12)

Регулятор

Регулятор имеет два входа (H и ΔP) и вырабатывает два управляющих сигнала: S₁ и S₂ (рис. 3.3).

Сигнал S₁ управляет величиной заглубления электродов в шлак и зависит от ошибки ΔP, S₂ подается на систему переключения ступеней напряжения трансформатора при достижении электродом крайнего верхнего или крайнего нижнего положения. Электрод погружается в расплав на величину от 300 до 700 мм [3].

При величине заглубления электрода H = 300 мм S₂ = -1, при H = 700 мм S₂ = 1. При 700 ≥ H ≥ 300 S₂ = 0. Более подробно процесс переключения ступеней напряжения рассмотрен при описании электропечного трансформаторного агрегата (п. 3.3.1.4).

Переключение ступени напряжения трансформатора позволяет грубо регулировать мощность. Точное регулирование обеспечивает величина заглубления электродов в расплав.

Передаточная функция по каналу ΔP - H выбирается такой, чтобы регулятор обеспечивал максимальное быстродействие системы. Для обеспечения минимального времени регулирования выбирается П-регулятор. Заметим, что, так как последовательно с регулятором включено интегрирующее звено, статическая ошибка равна нулю.

Передаточная функция П-регулятора:

(3.13)

Электропечной трансформаторный агрегат

Трансформатор служит для преобразования переменного электрического тока одного напряжения в ток другого напряжения и состоит из сердечника - магнитопровода и двух обмоток. Обмотка, соединенная с питающей сетью, называется первичной, обмотка, соединенная с приемником тока, - вторичной.

Шестиэлектродные руднотермические печи подключены к трехфазной электрической цепи. Для трансформации тока применяют три однофазных электропечных трансформаторных агрегата ЭОЦНК-31500/35-М97. Первичная и вторичная обмотки трансформатора называются соответственно обмоткой высокого напряжения (ВН) и обмоткой низкого напряжения (НН).

Для работы печей на оптимальном электрическом режиме печные трансформаторы имеют ряд ступеней напряжения, величина которых определяется требованиями технологии электроплавки. Вторичное напряжение (сторона НН) в печных трансформаторах регулируется только путем изменения числа витков первичной обмотки. Изменять число витков во вторичной обмотке нельзя, так как там протекают токи большой силы. Для изменения числа витков первичная обмотка трансформатора выполнена с дополнительными выводами (рис. 3.9) [3].

Электропечной трансформаторный агрегат ЭОЦНК-31500/35-М97 имеет 13 ступеней напряжения.

Таблица 3.1. Соответствие ступеней напряжения трансформатора напряжению стороны НН

Ступень напряжения	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13
Напряжение стороны НН, В	579	566	553	540	526,5	513	487	474	461	447,5	434,5	421

В предлагаемой автоматической системе переключение ступеней напряжения трансформатора является грубой настройкой мощности двухэлектродной системы.

Автоматическое переключение на более высокую ступень напряжения производится при максимальном заглублении электрода (700 мм), переключение на более низкую ступень производится при минимальном уровне заглубления (300 мм). Перед переключением ступени напряжения трансформаторного агрегата печь отключается от питающей сети, отключается вся аппаратура, относящаяся к автоматической системе стабилизации мощности. Для отключения печи используется высоковольтный воздушный выключатель типа ВВ - 35.

При размыкании контактов под нагрузкой между ними возникает электрическая дуга, которая может оплавить контакты и вывести их из строя. Для гашения дуги применяется сжатый воздух, подаваемый из компрессорной установки. Для дистанционного управления высоковольтные выключатели снабжены двумя катушками: включающей и выключающей [1].

Переключение ступени напряжения длится приблизительно 5 секунд. После переключения ступени печь опять подключается к питающей сети, включаются все электрические установки системы регулирования. Система переключения ступеней напряжения трансформаторного агрегата отключается перед подключением печи к питающей сети и включается через 5 секунд после остальных систем во избежание повторного срабатывания (так как электрод в этот момент находится в крайнем положении).

Определение настроек регулятора

Критерий оптимальности - минимизация интегральной оценки переходного процесса.

J = = min (3.14)

Коэффициент передачи П-регулятора выбирается исходя из заданного критерия.

Для интегральной оценки качества управления воспользуемся программой MatLab. Система стабилизации мощности (рис. 3.8), построенная с помощью Simulinc MatLab, показана на рис. 3.10. На вход подается единичное ступенчатое возмущение, равное 10% от номинала.

Система стабилизации мощности, выполненная в Simulinc MatLab

В результате вычислений получено:

J → 0 при → - ∞ (3.15)

Однако следует учесть, что максимально допустимая скорость передвижения электродов равна 5 мм/с [1], т.е.:

(3.16)

Зависимость величины заглубления электрода Н от ошибки ΔР выражена следующим уравнением:

, (3.17)

где Н - величина заглубления электрода, мм;

k_г.с. - коэффициент передачи гидравлической системы перемещения электрода, равный 1 ;

k_рег. - коэффициент передачи регулятора;

ΔР - ошибка на выходе системы, МВт.

Скорость перемещения электрода:

(3.18)

Коэффициент передачи П-регулятора находится по формуле:

(3.19)

Из выражения (3.18) видно, что коэффициент П-регулятора прямо пропорционален скорости перемещения электрода. В соответствии с выбранным критерием оптимальности k_рег. должен быть минимальным (выражение (3.14)). Следовательно, для получения оптимального переходного процесса скорость перемещения электрода также должна быть минимальной.

С учетом (3.15):

(3.20)

Таким образом, значение коэффициента передачи П-регулятора, найденное по формуле (3.18), будет равно:

(3.21)

Коэффициент передачи регулятора безразмерный, так как на его вход подается сигнал ΔР в виде напряжения (В), на выходе вырабатывается управляющий сигнал S₁ также в виде напряжения (В).

Анализ работы системы

Плавка на шлак с высоким содержанием оксида кремния

В начальный момент времени, до подачи возмущения печь работала в установившемся режиме. Мощность двухэлектродной системы была равна заданной (15 МВт), напряжение на электродах 579 В, заглубление электродов в расплав 368 мм. При подаче на вход единичного возмущения (1,5 МВт) электроды начинают перемещаться, изменяя силу тока, протекающего через расплав и тем самым компенсируя возмущение. График перемещения электродов приведен на рис. 3.11, переходный процесс показан на рис. 3.12.

График перемещения электродов при подаче на вход единичного ступенчатого возмущения (режим плавки на шлак с высоким содержанием SiO₂)

Переходный процесс

При подаче возмущения электроды стали подниматься для повышения сопротивления между ними, мощность, соответственно, стала падать. В момент времени t = 27 секунд электроды достигли верхнего ограничителя, регулятор подал команду на понижение напряжения, и ступень стороны НН трансформатора переключилась. Этот процесс занял 5 секунд, в течение которых печь была отключена от питающей сети. После переключения напряжение стало равным 566 В, мощность стала недостаточной, и электроды стали опускаться. График перемещения электродов показан на рис. 3.11.

Как видно по графику переходного процесса (рис. 3.12), время регулирования составило 80 с (1 мин. 20 с.).

Бесфлюсовая плавка

В начальный момент времени, до подачи возмущения печь работала в установившемся режиме. Мощность двухэлектродной системы была равна заданной (15 МВт), напряжение на электродах 487 В, заглубление электродов в расплав 420,5 мм. При подаче на вход единичного возмущения (1,5 МВт) электроды начинают перемещаться, изменяя силу тока, протекающего через расплав и тем самым компенсируя возмущение. График перемещения электродов приведен на рис. 3.13, переходный процесс показан на рис. 3.14.

График перемещения электродов при подаче на вход единичного ступенчатого возмущения (бесфлюсовая плавка)

Переходный процесс

При подаче возмущения электроды стали подниматься для повышения сопротивления между ними, мощность, соответственно, стала падать. Величина заглубления электродов изменилась с 420,5 мм до 329 мм. Мощность достигла заданного значения (15 МВт). В процессе регулирования переключения ступеней напряжения электропечного трансформаторного агрегата не потребовалось, так как электроды не достигали ни верхнего (300 мм), ни нижнего (700 мм) ограничителей движения. График изменения величины заглубления электродов показан на рис. 3.13.

Как видно по графику переходного процесса (рис. 3.14), время регулирования составило 75 с (1 мин. 15 с).

4. Электротехническая часть

Электропечное отделение плавильного цеха горно-металлургического комбината

Задание: Произвести расчет электронагрузок, выбрав тип, мощность и количество цеховых трансформаторных и главных подстанций, выбрать и рассчитать сеть. Выбрать тип и мощность компенсирующих устройств.

Представить однолинейную схему электроснабжения с указанием типов электрооборудования, таблицы расчетов и краткие пояснения.

Расчет производиться для электропечного отделения плавильного цеха ГМК «Печенганикель» (п. Никель, Мурманской области).

Питание электроприемников электропечного отделения осуществляется от главной понижающей подстанции завода. Завод получает электроэнергию от системы «Колэнерго». Для питания электроприемников используются следующие напряжения:

~U=6000, 380 В-питание силового оборудования;

~U=220 В-приборы и освещение;

~U=24 В-аварийное освещение.

Подвод электрической энергии осуществляется через защитную и пусковую аппаратуру. В качестве такой аппаратуры используются: автоматические выключатели, рубильники, магнитные пускатели, контакторы.

Таблица 4.1. Установленные мощности электроприемников Р_н, их напряжения U_н и расстояния от питающих подстанций L

№ п/п	Наименование электроприемников	Кол-во	Р_н, КВт	U_н, кВ	L, М	Тип двигателя
1	Воздуходувка	5	250	6	120	СД
2	Руднотермическая печь	3	4010³35600
3	Вентилятор	20	12	0,4	80-120	АД
4	Освещение F_ц=18866 м²

5 Кран мостовой 5 220+12+27

ПВ=60%0,4200Конт.
6	Транспортер	12	30	0,4	100-120	АД
7	Насос	10	100	0,4	40-100	АД

Согласно паспорту печи РТП ее питание осуществляется от трех однофазных трансформаторов ЭОЦН-21000/25 мощностью по 15000 кВА и напряжением 35/0,6 кВ.

. Расчетный ток нагрузки принимается равным первичному току трансформатора [9]:

I_н=А.

Питание каждой установки осуществляется по токопроводу, выполненному прямоугольными шинами из алюминия 10010 мм.

Для повышения коэффициента мощности и разгрузки токопровода применяется конденсаторная установка.

Полагая коэффициент мощности печи (вместе с трансформатором) равным cosj₁=0,95 [9] определяем необходимую мощность компенсирующей установки при cosj₂=0,98 [9]:

Q=P(tgj₁-tgj₂)=3150,95(0,33-0,2)=5,6 Мвар.

Установка собирается из конденсаторов напряжением 6 кВ путем их последовательного и параллельного включения и изолируется от земли.

Ограничение токов короткого замыкания достигается реакторами РОЦ-400/35, включенными последовательно с печными трансформаторами.

Оперативное управление печной установкой осуществляется масляным выключателем РВЗ-35/1000.

. Электронагрузки, создаваемые вспомогательными электроприемниками, определяются методом коэффициента спроса:

Р_р=Р_устnk_с;

Q_р=Р_рtgj,

где k_с и tgj принимаются по справочным данным.

. Мощность приемников повторно-кратковременного режима приводится к мощности длительного режима:

Р_уст=Р_н,

где Р_н - номинальная мощность в повторно-кратковременном режиме;

ПВ - продолжительность включения в долях.

. Для многодвигательных электроприемников (кранов) установленная мощность принимается равной сумме мощностей двух наиболее мощных двигателей. Мощность спаренных двигателей принимается за общую мощность.

Р_уст= (220+12+27)=41,8 кВт.

Мощность, потребляемая для освещения, определяется по суммарной площади цеха F_ц и удельной мощности Р_уд:

Р_осв=F_цР_уд=188661610^-3=302 кВт.

Мощности нагрузок приведены в табл. 4.2.

Таблица 4.2. Результаты определения нагрузок

№	Электроприемник	кол-во n, шт.	Рн, кВт	соsj/tgj	k_c	Расчетные
						Р_р, кВт	Q_р, Квар	S, кВА
1	Воздуходувка	5	250	0,75/-0,88	0,75	938	-825
Всего нагрузки на напряжении 6 кВ						938	-825	1249
2	Вентилятор	20	12	0,7/1,0	0,8	198	192
3	Освещение	-	302	1/0	1	302	0
4	Кран мостовой	5	41,8	0,5/1,73	0,4	84	145
5	Транспортер	12	30	0,75/0,88	0,9	324	285
6	Насос	10	100	0,7/1,0	0,7	700	700
Всего нагрузки на напряжении 380 В						1608	1322	2082
Неучтенные нагрузки 3%						48	40
Расчетная нагрузка на низком напряжении						1656	1362	2144
Расчетная нагрузка на низком напряжении с учетом потерь в ней						1689	1403	2196

5. Потери в сети низкого напряжения:

DР_с=0,02Р_р=0,021656=33 кВт;

DQ_р=0,03Qр=0,031362=41 квар.

5. Расчетная мощность трансформаторов:

S_нн===2196 кВА.

5. Номинальная мощность трансформаторов:

S_тр===1501 кВА,

где: k_n - коэффициент допустимой послеаварийной перегрузки k_n=1,4 [9];

n - число трансформаторов на подстанции, принимаемое n=2, так как электроприемники принадлежат ко 2 и 1 категориям по бесперебойности электроснабжения.

Принимаем комплектную трансформаторную подстанцию КТП-М-1600/6 c двумя трансформаторами S_н=21600 кВА.

5. Коэффициент мощности на высоком напряжении:

сosj_вн===0,98.

5. Установка компенсирующего устройства не требуется, т.к. j₁»j₂.

6. Питание технологических приемников осуществляется по радиальным кабельным линиям, освещение - по магистральным линиям.

Типы кабелей, их сечения и способы прокладки указаны в табл. 4.3.

Таблица 4.3. Типы кабелей, их сечение и способы прокладки

№	Наименование	Iр/Iн, А	Марка кабеля	Напряжение, U, кВ	Наибольшая длина, l, м	По нагреву, мм²	Потеря напряжения, %_{норм/пуск}.	Выбран кабель, число жил Х сечения, мм²
1	Воздуходувка	37/100	ААБГ	6	120	10	0,3/0,4	310
2	Вентилятор	223/308	ААВГ	0,38	120	150	1,44/1,38	3185
3	Освещение	508АВВГ0,38150502,23/-350+135
4	Кран мостовой	80/260	троллей 505050,3812025-350
5	Транспортер	45/225	ААШВ	0,38	180	16	5,3/13,3	335
6	Насос	142/810	ААШВ	0,38	100	95	1,73/4,33	395

. Расчетный ток линии и выбор ее сечения по допустимому нагреву: для одиночного приемника:

I_р=I_н=.

для группы приемников:

_р=.

Сечение линии S выбираем так, чтобы

р<kI_доп=I_доп,

где: k - поправочный коэффициент (k=0,75-1,0);_доп - допустимый ток для сечения S данного вида кабелей при определенном способе их прокладки.

. Потери напряжения в распределительной сети:

при нормальном режиме:

DU_%=;

при пусковом режиме:

DU_п%=;

где: l - длина линии, м;

g - удельная проводимость, м / Ом×мм²;

s - сечение, выбранное по нагреву; при этом I_п=I_пуск5I_н - для асинхронных и синхронных двигателей и I_п=I_нmax+(I_р-I_нmax) - для группы двигателей (I_пmaxи I_нmax-пусковой и номинальный токи наибольшего двигателя).

соsj_пуск=(0,50,7) cosj_н.

. В качестве коммутационной аппаратуры низкого напряжения применяются комплектные ящики ЯУ-5000 для приемников мощностью до 75 кВт и панели с контакторами КТ-6000 для приемников мощностью до 300 кВт.

. Для управления высоковольтными приемниками принимается высоковольтные ящики типа КВП-6-01-603, выбираемые по номинальному напряжению и току и представляющие собой комплексный ящик с масляным выключателем и электромеханическим приводом.

5. Экологическая оценка передела

Металлургическое предприятие тесно взаимодействует с окружающей природной средой. Его работа связана с вовлечением разнообразных ресурсов биосферы и выделением в биосферу наряду с получением целевого продукта различных твердых, жидких и газообразных веществ, т.е. выбросов, отходов производства.

В условиях металлургического производства наибольшему влиянию подвержен воздушный бассейн. В первую очередь это следует отнести к пирометаллургии и энергетике, поскольку именно они оказывают наиболее негативное влияние на атмосферу.

Соблюдение экологических нормативов и, в том числе, нормативов качества атмосферного воздуха является обязательным требованием для всех производств как реально существующих, так и находящихся на стадии проектирования. К последним предъявляются наиболее жесткие требования, поскольку обоснованный выбор места строительства предприятия и расположения источников загрязнения, расчет района и величины загрязнения, границ санитарно-защитной зоны, подбор газоочистных сооружений и многие другие факторы являются теми инструментами, которые еще на стадии проектирования способны предотвратить необратимые изменения в составе и структуре окружающей среды или, даже, избежать фатальных последствий в период работы предприятия.

5.1 Характеристика электропечного передела как источника загрязнения атмосферы

В результате работы электропечи в атмосферу попадают вредные вещества сернистый ангидрид и пыль. В сравнении с пламенными печами, объем технологических газов электропечи невелик, однако содержащиеся в них соединения могут оказывать крайне негативное влияние на окружающую среду и, прежде всего, на атмосферу.

Отходящие газы электропечи для плавки медно-никелевых руд содержат сравнительно небольшое количество сернистого ангидрида. Одним из наиболее токсичных газообразных выбросов электропечи для плавки медно-никелевых руд является сернистый ангидрид - SO₂ Сернистый ангидрид принимает участие в каталитических, фотохимических и других реакциях, в результате которых окисляется и выпадает в сульфаты. В присутствии значительных количеств аммиака NН₃ и некоторых других веществ время жизни SO₂ исчисляется несколькими часами. В сравнительно чистом воздухе оно достигает 15-20 суток. В присутствии кислорода SO₂ окисляется до SO₃ и вступает в реакцию с водой, образуя серную кислоту.

Мелкодисперсная пыль электропечи для плавки медно-никелевых руд, содержащая в воем составе частицы тяжелых металлов (медь, никель, кобальт и др.), попадая в атмосферу, образует аэрозоли. Последние подразделяются на первичные - непосредственно выбрасываемые в атмосферу, и вторичные - образующиеся при превращениях в атмосфере. Время существования аэрозолей в атмосфере колеблется в широких пределах - от минут до месяцев, в зависимости от многих факторов. Крупные аэрозоли в атмосфере на высоте до 1 км существуют 2-3 суток, в тропосфере - 5-10 суток, в стратосфере - до нескольких месяцев. Размеры частиц, выбрасываемых с продуктами сгорания топлива в атмосферу, могут сильно различаться. Скорость осаждения частиц определяется в зависимости от их размеров и физических свойств (вязкости, плотности и др.), а также от свойств воздуха.

Наиболее опасным из этих веществ является сернистый ангидрид (SO₂). Концентрация SO₂ в воздухе, равная: 2600 мг/м³ - мгновенно приводит к смерти; 1400-1600 мг/м³ - продолжительностью 0,5-1 ч, также приводит к смерти; 400-500 мг/м³ - продолжительностью 0,5-1 ч, вызывает опасное для жизни заболевание; 40-60 мг/м³ - продолжительностью 0,5-1 ч, вызывает раздражение слизистых оболочек, чихание, кашель; 1,5 мг/м³ - продолжительностью 24 ч, повышенная смертность; 0,1-0,27 мг/м³ - при годовой продолжительности воздействия, приводит к возрастанию заболеваний верхних дыхательных путей у детей и взрослых.

Предельно допустимые концентрации установлены на уровне: ПДК_SO2=0,5 мг/м³, ПДК_пыль=0,5 мг/м³.

5.2 Очистка газов рудно-термической плавки

Отделение пылеулавливания плавильного цеха включает в себя независимые системы установок пылеулавливания и газоочистки (ОПУ) - УПУ - 1 - от рудных печей, состоящая из газоходов и сухих электрофильтров ГП - 40 - 3У. Транспорт газа осуществляется дымососами. Очищенные газы сбрасываются в атмосферу через дымовую трубу.

Электрофильтры предназначены для очистки газов от технологических агрегатов плавильного цеха перед подачей его на производство серной кислоты или выброса в атмосферу, а также для возврата в производство уловленной металлосодержащей пыли.

Улавливание металлосодержащей пыли, уносимой технологическими газами, с тем, чтобы вернуть её в производство и снизить потери металлов, а также для предупреждения загрязнения пылью окружающей среды, осуществляется в две стадии:

а) механическим путём, под воздействием силы тяжести. Процесс механической очистки газов заключается в следующем: крупные частицы пыли под действием силы тяжести, действующей на них остаются внутри газоходов. Пыль, уловленная в газоходе с помощью пылетранспортирующих шнеков, собирается в бункере, откуда подаётся в дальнейшую переработку.

б) электрическим путём - в электрофильтрах под воздействием эл. сил притяжения и отталкивания действующих на заряжённые частицы в эл. поле.

Процесс электроочистки газов заключается в следующем: подлежащий очистке газ поступает в электрофильтр, коронирующие электроды которого изолируются от земли и присоединяются к отрицательному полюсу агрегата питания, а осадительные электроды присоединяются к положительному агрегата питания и заземляются. При определённом значении напряжения приложенного к междуэлектродному промежутку, напряжённость поля около коронирующего электрода становится достаточной для появления коронного разряда, следствием которого является заполнение внешней части междуэлектродного промежутка отрицательно заряженными ионами. Отрицательно заряженные ионы под действием сил электрического поля движутся от коронирующих электродов к осадительным. Частицы пыли, встречая на своём пути ионы, адсорбируют их, заряжаются и под действием сил поля также двигаются к осадительным электродам, где и осаждаются. Электроды периодически встряхиваются, слой осаждённой пыли разрушается и пыль осыпается в бункера электрофильтра, откуда её периодически удаляют.

Таким образом, улавливания пыли в электрофильтрах происходит в три стадии:

) электрическая зарядка частиц;

) движение заряжённых частиц к противоположно заряжённому электроду;

) разрядка (осаждение) их на этом электроде.

Все эти стадии могут осуществляться в одном рабочем пространстве. Для улавливания пыли из технологических газов применяют однозонные фильтры, в которых газовый запылённый поток проходит последовательно несколько электростатических полей, обеспечивающих более глубокую очистку газа от пыли, чем одно поле.

Технологические газы от РТП поступают в раздающий коллектор, откуда на очистку от металлосодержащей пыли в сухие электрофильтры типа ГП - 40 - 3У. Очищенный в электрофильтрах газ с запыленностью не выше 0,2 г/м³ сбрасывается в атмосферу через дымовую трубу. Управление и регулирование газовыми потоками осуществляется системой дроссельных устройств, а сбор уловленной пыли с помощью сборных бункеров и пылетранспортирующих шнеков.

Температура газа в электрофильтрах не должна превышать 400⁰ С. При температуре газа не выше этой температуре, необходимо организовать подсосы холодного воздуха посредством открытия люков по газоходу технологических агрегатов. При понижении температуры газов до 150⁰ С агрегаты питания электрофильтров отключаются и электрофильтры работают как пылевые камеры.

Встряхивание осадительных электродов и коронирующих электродов проводится автоматически поочерёдно по полям с продолжительностью встряхивания 15 мин. Продолжительность цикла встряхивания 2 часа. Выгрузка уловленной пыли производится один раз в сутки.

Характеристика очищенных газов РТП приведена в табл. 5.1

Таблица 5.1.

Параметры	УПУ - 1
Кол - во отходящих газов тыс. нм³/час.	150 - 250
Запылённость г/нм³.	До 0,2
Содержание SO₂%	До 0,3
Температура, ⁰С	250 - 300
Место отбора	У трубы

Уловленная в газоходах и электрофильтрах металлосодержащая пыль выгружается из бункеров в автомашину - пылевоз и перевозится на переработку.

По результатам проведенного анализа существующих схем очистки выбросов промышленных объектов от диоксида серы и нетоксичной пыли можно сказать, что при выборе оптимальных схем очистки концентрация вредных веществ не превышает допустимого уровня.

Заключение

электроплавка рудный электропечной штейн

В результате проделанной работы рассмотрен процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн в руднотермических печах. Произведены рассчеты материального и теплового баланса процесса. Проведен аналитический обзор текущего состояния автоматизации руднотермических печей ОАО «Кольская ГМК». На основе промышленных данных построена математическая модель печи, как объекта управления.

В дипломном проекте спроектирована автоматическая система стабилизации мощности электропечи. Заданный критерий оптимальности - минимизация интегральной оценки переходного процесса. Для максимального быстродействия системы управления выбран пропорциональный закон регулирования. Так как последовательно с регулятором в цепь включено интегрирующее звено (гидравлическая система перемещения электродов), статическая ошибка равна нулю. Система обладает минимальным временем регулирования и астатизмом.

Коэффициент передачи П-регулятора рассчитан в соответствии с заданным критерием оптимальности. Получены переходные процессы для двух режимов работы печи при подаче на вход единичного возмущения. По графикам переходных процессов оценено качество управления, которое удовлетворяет предъявленным требованием.

В работе также произведен расчет электроснабжения плавильного цеха, рассмотрены вредные факторы и экологическая опасность данного передела для персонала предприятия, населения и природы района. Приведены характеристика и анализ потенциально опасных и вредных условий труда, динамика травматизма в плавильном цехе, рассмотрены мероприятия по охране труда на производстве.

Вычислен годовой экономический эффект от внедрения АСР для данного передела, который составил 1210000 рублей.

Список использованной литературы

1. Серебряный Л.Я. «Электроплавка сульфидных медно - никелевых руд и концентратов». М., «Металлургия», 1974

2. «Организация и управление производством». Методические указания по курсовому проектированию для студентов всех форм обучения специальностей 110200, 1110300 и 210200. / В.И. Кудасов. СПб: СПГГИ (ТУ), 2001.

3. «Технологическая инструкция по переработке никельсодержащего сырья в руднотермических электропечах». РАО «Норильский никель», ОАО «Кольская ГМК», плавильный цех, п. Никель, 1999 г.

4. Гальнбек А.А., Водовоздушное хозяйство металлургических заводов. - Л.: ЛГИ, 1974. -278 с.

5. Гальнбек А.А., Шалыгин Л.М., Шмонин Ю.Б. Расчеты пирометаллургических процессов и аппаратуры цветной металлургии. - Челябинск: Металлургия, 1990. - 448 с.

6. Глинков Г.М., Маковский В.А. Проектирование систем контроля и автоматического регулирования металлургических процессов. - М.: Металлургия, 1970.

7. Диомидовский Д.А. Печи цветной металлургии. - М.: Металлургия, 1963. - 460 с.

8. Диомидовский Д.А., Шалыгин Л.М., Гальнбек А.А., Южанинов И.А. Расчеты пиропроцессов и печей цветной металлургии. - М.: Металлургия, 1963. - 400 с.

9. Каганов В.Ю., Блинов О.М. Автоматизация металлургических печей. - М.: Металлургия, 1975. - 376 с.

10.Новоселов А.И. Автоматическое управление (техническая кибернетика) Учебное пособие для вузов. - Л.: Энергия, 1973. - 320 с.

11.Теория автоматического управления. Под ред. А.В. Нетушилина. Учебник для вузов. - М., Высшая школа, 1976 ¾400 с.

12.Постников Н.П, Рубашов Г.М. Электроснабжение промышленных предприятий. - Л.: Стройиздат, 1989. - 352 с.

13.Южанинов И.А. Защита воздушного бассейна. - Л.: ЛГИ, 1983. - 102 с.

14.Краткий справочник машиностроителя. Под. ред. А.С. Близнянского. - М., Гос. Научно-Техническое издат-во машиностроительной литературы, 1950. - 480 с.

16.Отчет о прохождении второй технологической практики. Составитель студ. Нифонтов Д.Ю. 2001.

17.Охрана труда: Учебник / Б.А. Князевский, П.А. Долин, Т.П. Марусова и др.; Под ред. Б.А. Князевский. - М.: Высш. шк., 1982. - 311 с.

Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн

Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн

Введение

1. Теоретическая часть

.1 Основные сведения о плавильном цехе АО ГМК «Печенганикель»

.2 Краткая теория процесса электроплавки

2. Технологическая часть

2.1 Расчет материального баланса электроплавки

Состав шихты

Расчет масс продуктов плавки

Расчет масс компонентов пыли

Расчет масс компонентов штейна

Расчет масс компонентов шлака

Расчет массы необходимого конвертерного шлака

Пересчет масс компонентов штейна

Пересчет масс компонентов шлака

Расчет масс компонентов газовой фазы и подсасываемого в печь воздуха

.2 Расчет теплового баланса электроплавки

Расчет тепловых эффектов химических реакций

Расчет статей прихода тепла

Тепло, вносимое в печь шихтой:

Тепло, вносимое в печь конвертерным шлаком:

Тепло, вносимое в печь подсасываемым воздухом:

Расчет статей расхода тепла

Потери тепла со штейном

Потери тепла со шлаком

Потери тепла с отходящими через газоотводы газами и пылью

Расчет количества электроэнергии, которое необходимо подвести к электропечи

.1 Современное состояние автоматизации технологических процессов рудно-термической электроплавки

Назначение и функции АСУТП РТП

Структура комплекса технических средств АСУТП

3.2 Комплексная автоматизация руднотермической печи

Автоматический контроль перемещения электродов

Устройства для контроля перемещения электрода

Методы и устройства для измерения заглубления электродов

Автоматизация дозирования компонентов шихты и загрузки печных бункеров

Автоматическое дозирование компонентов шихты

Автоматическая загрузка печных бункеров

Автоматическое измерение ровня расплава в печи

Методы и устройства для контроля уровня расплава

Нахождение передаточных функций звеньев системы

Объект управления

Гидравлическая система перемещения электрода

Регулятор

Электропечной трансформаторный агрегат

Определение настроек регулятора

Анализ работы системы

Плавка на шлак с высоким содержанием оксида кремния

Бесфлюсовая плавка

5. Экологическая оценка передела

5.1 Характеристика электропечного передела как источника загрязнения атмосферы

5.2 Очистка газов рудно-термической плавки

Заключение

Список использованной литературы

Похожие работы на - Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн