Claims (1)
Вл ющий сигнал, измен расход отход , щих газов, вследствие чего измен етс разрежение в конце печи. 15.4 заданным качеством необходимо температуру в зоне обжига измен ть в зависимости от гранулометрического состава поступающего в печь материала, таким образом , снижа удельный расход топлива, и ид обжига материала, осуществл емого во вращающихс печах с предварительным нагревом материала в шахтных подогревател х , в качестве косвенного параметра , характеризующего гранулометрический состав исходного материала, испольдуют величину разности разрешени отход щих газов в конце печи и разрежени отход щих газов на выходе шахтного подогревател . На чертеже представлена блок-схема устройства, реализующего способ, например дл обжига датолитовой руды. Блок-схема содержит вращающуюс печь 1, шахтный подогреватель 2, бункер 3 руды, датчик 4 руды, регул тор 5 расхода руды с регулирующим органом б, датчик 7 разрежени отход щих газов в кшце печи, регул тор 8 разрежени , шибер 9 дымососа 10, датчик 11 разрежени отход щих газов на выхода шахтного подогревател , блок 12 сравне1ж , блок 13 запоминани , блок 14 коррекции, регул тор 15 температуры, клапан 16 подачи топлива, датчик 17 температуры в зоне обжига материала, датчик 18. частоты вращени печи, блок 19 определени Времени прохождени руды от конца печи до зоны обжига материала, цагчик 2О положени шибера шахтного подогревател ,, блок 2 1 определе1ш времени прохождени руды по шахтному подогревателю. Способ осуществл етс слеоующим образом . Регулирование подачи руды осуществл ет-регул тор 5, который сравнивает сигнал расхода руды, поступающей с датчика 4, с заданным значением и вырабатывает управл ющий сигнал регу/шрующему органу 6. Регулирующий орган 6 отрабатывает управл ющий сигнал, измен подачу руды из бункеца 3. Регулирование разрежени осуществл ет регул тор 8, который сравнивает сигнал разрежени отход щих газов в конце, .печи, поступающий с датчика 7, с заданным значение.м и вырабатывает управл ющий сигнал шиберу .9 дымососа 1G, Шибер 9 дымососа 10 отрабатывает упраРегулирование температуры в зоне об«ига материала осуществл етс регул тор 15, который сравнивает сигнал температуры в зше обжига, поступающий с датчика 17, со значением, поступающим с блока 14 коррекции, и вырабатывает уп , равл кщий сигнал на клапан 16 подачи топлива .. Клапан 16 топлива отрабатывает управл ющий Сигнал, измен поаачу, топлива в печь 1, вслеоствие чего измен етс температура, в зоне обжига материала. При изменении гранулометрического состава руды происходит изменение величины разрежени отход5пцих газов на выходе шахтного подогревател , а следовательно , измен етс величина разности сиг налов с датчиков 7 и 9. Величину разнос ти с блока 12 сравнени запоминают в блоке 13 на врем , равное сумме времен прохождени руды по щахтному подогревателю Т , и ог кгаща печи до зоны обжига материала Т. Врем 172 определ ют в блоке 2 1, например по положению шибе ра шахтного подогревател , измеренного датчиком 20. Врем С2 определ ют в бло ке 19, например по частоте вращени печи , измеренной датчиком 18. С блока 13 сигнал разности разрежени отход щих газов в конце печи и разрежени отход щих газов на выходе шахтного подогревател поступает в блок 14 коррекции, где по величине этого сигнала определ ют зна чение температуры обжига, при которой качество обжига (степень перехода В.0. из Кисло торас ТВ ори мой в углекислотораст- воримую форму) будет заданным. Рассчитанное значение температуры обжига поступает в качестве задани на регул тор 15. Дл подтверждени возможности практического осущес1-влени способа было установлено: вли ние среднего оиаметр а час тии. руды на качество обжига руды; возможность определени среднего диаметра частиц руды по величине разности разрежени отход щих газов в .печи и разрежени отход щих газов на выходе шахтного подогревател . В результате обработки экмперимен- тальных данных на ЭВМ были получены следующие математические модели N--C,t§6 Caacp C,,Qp, C1) где У - качество обжига (степень перехоца из кислоторастворимой в углекислоторастворимую форму) Qg -. температура в зоне обжига; .. Afp- средний диаметр частиц руды QP - расход руоы; коэффициенты. dcp-- 4 PKn-Pmn),U) где РЬО разрежение отход щих газов в конце печи; Яип разрежение отход щих газов на выходе шахтного подогревател С 4 г коэффициент. . Зависимости (1) и (2) адекватны экспериментальным данным и характеризуютс коэффициентами множественной коррел ции, равными 0,95 и 0,60. Причём велич1гаа разности ( РШП ® зависит ни от расхода руды, ни от разрежени - отход щих газов в конце печи. В период проверют колебани параметров составили: 880-920 06-, 6 ,Ь-8,О дер , MM ВОД.СТ. .ММ ВОД.СТ. Применение предлагаемого способа позволит -уменьшить удельный расход топлива на 3-5% при заданном качестве обжига . Формула изобретени 1. Способ управлени процессом обжига , осуществл емого во вращающихс печах с предварительным нагревом исходного материала отход щими газами печи преимущественно в шахтных подогревател х , включающий измерение величины разрежени отход щих газов в кснце печи, изменение подачи исходного материала, тогплива- и положени шибера дымссоса, стабилизирующего разрежени путем изменени полойсени шибера дымососа по величине разрежени отход щих газов в конце печи, отличающийс тем, что, с целью повышени качества управлени за счет уменьшени удельного расхода топлива при заданном качестве обжига, дополнительно измер ют величины расхода исходного материала в печь, температуры в зоне обжига материала, разрежени отход щих газов на выходе шахтного подогревател , определ ют врем прохождени исходного материала по шахтному подогревателю и от конца печи до зоны обжига материала в печи, а изменение подачи исходного . м,атериала осуществл ют по вели-Inserting the signal, changing the flow of waste, gases, resulting in a negative pressure at the end of the furnace. 15.4 the required quality requires that the temperature in the burning zone be changed depending on the particle size distribution of the material entering the kiln, thus reducing the specific fuel consumption and the burning quantity of the material carried out in rotary kilns with preheating of the material in the shaft preheaters, as indirect the parameter characterizing the granulometric composition of the starting material uses the difference value of the resolution of the flue gases at the end of the furnace and the dilution of the flue gases at the exit of the mine warmed up. The drawing shows a block diagram of a device implementing a method, for example, for firing datolite ore. The block diagram contains a rotary kiln 1, shaft heater 2, ore hopper 3, ore sensor 4, ore consumption regulator 5 with regulator b, exhaust gas dilution sensor 7, furnace vacuum regulator 8, gate valve 9 of exhauster 10, an exhaust gas dilution sensor 11 at the exit of the mine preheater, unit 12 sravnezh, memory unit 13, correction unit 14, temperature controller 15, fuel supply valve 16, temperature sensor in the burning zone of the material, sensor 18. rotation frequency of the furnace, unit 19 determine the time of passage of ore from the end of the furnace a firing zone material tsagchik 2O position of slide block silo heater ,, 1 February opredele1sh transit time of mine ore preheater. The method is carried out in the following manner. The regulation of the ore supply makes the regulator 5, which compares the ore consumption signal coming from the sensor 4, with a predetermined value and produces a control signal to the regulator / linking body 6. The regulator 6 performs the control signal, changing the ore supply from the bunker 3. The regulation of the vacuum pressure is carried out by the regulator 8, which compares the exhaust gas dilution signal at the end of the furnace, coming from the sensor 7, with the specified value of m and produces a control signal to the gate .9 of the 1G exhauster, Shiber 9 of the exhauster 10 works Adjusting the temperature in the zone of material yoke is carried out by the controller 15, which compares the temperature signal in the firing zone coming from the sensor 17 with the value coming from the correction unit 14 and produces the equivalent signal to the fuel supply valve 16. The valve 16 of the fuel processes the control signal, changing the fuel in the furnace 1, the temperature of which changes in the burning zone of the material. When the ore granulometric composition changes, there is a change in the dilution value of waste gas 5 at the outlet of the mine preheater, and therefore the difference in signals from sensors 7 and 9 changes. The difference in the comparison unit 12 is remembered in unit 13 for a time equal to the sum of the ore passing times on the preheater T, and the furnace angle to the burning zone of the material T. The time 172 is determined in block 2 1, for example, by the position of the shaft preheater, measured by sensor 20. The time C2 is determined in block 19, for example about the frequency of rotation of the furnace measured by the sensor 18. From block 13, the signal of the difference in vacuum of the exhaust gases at the end of the furnace and the dilution of the exhaust gases at the exit of the shaft preheater enters the correction block 14, where the value of this signal determines the value of the firing quality (the degree of transition B.0. from the acid to the carbon dioxide-soluble form) will be given. The calculated firing temperature is supplied as a task to the controller 15. In order to confirm the possibility of practical implementation of the method, it was established that the influence of the average diameter and part. ore on the quality of roasting ore; the possibility of determining the average particle diameter of the ore from the magnitude of the difference in the rarefaction of the exhaust gases in the furnace and the dilution of the exhaust gases at the outlet of the mine preheater. As a result of processing the experimental data on a computer, the following mathematical models were obtained: N - C, t§6 Caacp C ,, Qp, C1) where Y is the firing quality (the degree of excess from acid-soluble to carbon-soluble form) Qg -. temperature in the burning zone; .. Afp - average diameter of ore particles; QP - flow rate; coefficients. dcp-- 4 PKn-Pmn), U) where PbO is the rarefaction of exhaust gases at the end of the furnace; The exhaust gas exhaust pressure at the outlet of the mine preheater is C 4 g coefficient. . Dependencies (1) and (2) are adequate to the experimental data and are characterized by multiple correlation coefficients of 0.95 and 0.60. Moreover, the values of the difference (RSP ® depends neither on the ore consumption, nor on the dilution - of the flue gases at the end of the furnace. In the period, the fluctuations of the parameters were as follows: .MM VOD.ST.Application of the proposed method will make it possible to reduce specific fuel consumption by 3-5% for a given burning quality. mine preheaters, including measuring flue gases in the furnace crown, changing the feed supply of the raw material, the melting point and the position of the damper damping stabilizing vacuum by changing the displacement of the exhaust valve at the end of the furnace, characterized in that, in order to improve the quality of control by reducing the specific fuel consumption for a given firing quality, the values of the flow rate of the source material in the furnace, the temperature in the firing zone of the material, the dilution of exhaust gases at the exit of the shafts are additionally measured To determine the time of passage of the source material through the shaft heater and from the furnace end to the burning zone of the material in the furnace, and the change in the supply of the source material. m, material is carried out according to