Расчет систем золоулавливания и шлакозолоудаления - Виленский Т.В.

Автор: Виленский Т.В.

Теги: тепловые двигатели в целом получение, распределение и использование пара паровые машины паровые котлы энергетика тепловые электростанции

Год: 1964

Похожие

Котельные установки промышленных предприятий

Эксплуатация и ремонт котельных установок

Основы проектирования котельных установок

Котельные установки и их эксплуатация. Учебник для начального профессионального образования

Текст

1. t ВИЛЕНСК1ТЙ
РАСЧЕ1 СИСТЕМ
ЗОЛОУЛАВЛИВАНИЯ
и
ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЯ

Т. В. ВИЛЕНСКИЙ
РАСЧЕТ СИСТЕМ
ЗОЛОУЛАВЛИВАНИЯ
и
ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЯ
V
f.'
? i

<*/
ice КисппП»
йвирм^-—----
ИЗДАТЕЛЬСТВО «ЭНЕРГИЯ»
МОСКВА 1964 ЛЕНИНГРАД
I
1
Книга выпущена к шестидесятилетнему юби-
лею Московского ордена Ленина энергетического
института
УДК.621.182.94
В-44
В книге, состоящей из двух частей, рассматривают-
ся вопросы расчета и проектирования золоулавливаю-
"—щих устройств и систем шлакозолоудаления для паро-
генераторов различной мощности. В первой части рас-
смотрены золоуловители центробежного типа, жалюзий-
ные и сопловые золоуловители, мокрые скрубберы, пен-
ные газоочистительные аппараты и электрофильтры.
Приводится методика определения геометрических раз-
меров золоуловителей, режимов их работы, гидравличе-
ских сопротивлений и коэффициентов очистки. Рассмо-
трены вопросы выбора дымовой трубы и определения
предельно допустимых концентраций золы и сернистого
ангидрида у поверхности земли.
Вторая часть посвящена методам выбора и расчета
систем шлакозолоудаления: гидравлической, пневмати-
ческой и пневмогидравлической.
Книга рассчитана на работников тепловых элек-
тростанций, проектных организаций а студентов энерге-
тических вузов.
ПРЕДИСЛОВИЕ
Программа Коммунистической партии Советского
Союза, принятая XXII съездом КПСС, к 1980 г. преду-
сматривает огромный прирост производства электро-
энергии, который возможен в первую очередь за счет
строительства мощных тепловых станций.
Строительство и освоение парогенераторов большой
единичной мощности для электростанций наряду с раз-
вернутым строительством! промышленных парогенерато-
ров средней и малой мощности требует серьезного реше-
ния проблемы очистки дымовых газов и удаления золы
и шлака.
Мощность отдельных станций будет 1 200—2 400 Мет
и более. Такие электростанции при работе на твердом
топливе нуждаются в улавливании и удалении огром-
ных количеств летучей золы и шлака.
Одной из трудностей, связанных с сооружением столь
мощных электростанций, являются большие абсолютные
количества золы и сернистого ангидрида, выбрасываемые
из дымовых труб, которые могут привести к значитель-
ному загрязнению воздушного бассейна и окружающей
местности.
Поэтому золоулавливающие устройства для совре-
менных мощных электростанций должны обеспечивать
повышенную степень очистки отходящих газов, в неко-
торых случаях доходящую до 99—99,5%. Важным
мероприятием должно являться сооружение высоких
(до 300 м) дымовых труб с большой скоростью выхода
газа из них, которые позволяют снизить концентрацию
У поверхности земли как золы, так и окислов серы, и
обойтись без сооружения специальных сероулавливаю-
щих установок.
3
Одной из серьезных проблем является шлакозоло-
удаление. Система шлакозолоудаления должна обла-
дать высокой экономичностью, удобством обслужива-
ния, эксплуатационной надежностью. Плохо спроектиро-
ванная, так же как и неправильно эксплуатируемая си-
стема, может вызвать не только порчу входящего в нее
оборудования, но даже аварию самого парогенератора.
Вопросы удаления очаговых остатков из-под топок
тесно связаны с вопросами промышленной санитарии,
охраны труда и техники безопасности, так как при этом
приходится иметь дело с раскаленным, выделяющим
вредные газы шлаком и пылящей, загрязняющей поме-
щение золой. Поэтому при проектировании новых и ре-
конструкции существующих парогенераторов следует
стремиться к полной механизации и автоматизации про-
цесса шлакозолоудаления, превращающей тяжелый и
опасный (до недавнего времени ручной) труд зольщика
в труд оператора, управляющего механизмами золоуда-
ления.
В настоящей книге сделана попытка обобщить на-
копленный опыт по расчету систем золоулавливания и
шлакозолоудаления. Общие вопросы золоулавливания
освещены в [Л. 1, 2], шлакозолоудаления — в [Л. 3—5).
Использованы работы ряда организаций: ВТИ, ЦКТИ,
ТЭП, НИИОГАЗ, Гипрогазоочистка, МЭИ и др. Книга
построена на основе специального курса, читаемого ав-
тором в течение ряда лет в Московском энергетическом
институте.
Автор
содержание
Предисловие............................................. 3
Чисть первая
СИСТЕМЫ ЗОЛОУЛАВЛИВАНИЯ
Глава первая. Общие сведения.......................... 7
1-1. Классификация золоуловителей................... 7
1-2. Химические процессы, протекающие в золоуловителях 8
1-3. Расходы газов и золы.......................... 11
1-4. Дисперсный состав золы и коэффициенты очистки га-
зов в золоуловителе........................• ... 14
Глава вторая. Сухие инерционные золоуловители. . 22
2-1. Циклоны........................................22
2-2. Батарейные циклоны ........................... 32
2-3. Батарейные циклоны с горизонтальными прямоточными
элементами..................................... 43
2-4. Жалюзийные золоуловители...................... 45
2-5. Сопловые золоуловители........................ 57
2-6. Встроенные золоуловители...................... 60
Глава третья. Мокрые золоуловители..................... 65
3-1. Центробежные скрубберы........................ 65
3-2. Мокрые прутковые золоуловители................ 79
3-3. Пенные аппараты............................... 84
Глава четвертая. Электрофильтры........................ 93
4-1. Конструкции электрофильтров................... 93
4-2. Расчет электрофильтров........................100
Глава пятая. Дымовые трубы.............................108
5
Часть вторая
СИСТЕМЫ ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЯ
Глава шестая. Общие сведения.....................
6-1. Классификация систем шлакозолоудалсния...
6-2. Количества шлака и золы, подлежащие удалению . .
Глава седьмая. Гидравлическое шлакозолоудаление
7-1. Шлакосмывные шахты...........................
7-2. Шлакосмывные ванны...........................
7-3. Устройство для непрерывного механизированного
шлакоудаления .....................................
7-4. Золосмывные и золоспускные устройства........
7-5. Побудительные сопла.................' • • •
7-6. Шлакозоловые каналы................ • ......
7-7. Гидроаппараты................................
7-8. Ватерные и шламовые насосы ..................
7-9. .............................................
7-10. Золоотстойники ..............................
126
126
129
131
138
143
144
146
150
155
160
Глава восьмая. Пневматическое шлакозолоудаление 166
8-1. Шлакозаборпыс и золозаборные насадки.........166
8-2. .............................................
8-3. Осадительные устройства......................
170
8-4. Пневмошлакозолопроводы ......................
8-5. Паровые эжекторы.............................
8-6. Вакуумные насосы.............................
Глава девятая. Пневмогидравлическое шлакозоло-
удаление ............................................
9-1. Золоудаление с водовоздушпым эжектором ......186
9-2. Шлакозолоудаление с эрлифтом.................
192
Приложения ...........................................
гт .... 198
Литература.......................................
ЧАСТЬ ПЕРВАЯ
СИСТЕМЫ ЗОЛОУЛАВЛИВАНИЯ
ГЛАВА ПЕРВАЯ
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
1-1. КЛАССИФИКАЦИЯ ЗОЛОУЛОВИТЕЛЕЙ
В основу классификации золоуловителей могут быть
-положены силы, которые в процессе улавливания дейст-
вуют на частицы золы, заставляя их выделяться -из га-
зового потока. Это позволяет разбить широко применяе-
мые в настоящее в-ремя золоуловители па следующие
основные группы:
1. Сухие инерционные золоуловители, в которых взве-
шенные частицы золы отделяются от газа при помощи
инерционных или центробежных сил.
2. Мокрые золоуловители, в которых взвешенные ча-
стицы отделяются от газа путем промывки или ороше-
ния его водой, или путем улавливания частиц на водя-
ной пленке.
3. Электрофильтры, в которых взвешенные частицы
золы отделяются от газа под действием электрических
сил.
4. Комбинированные золоуловители, в которых ис-
пользуются различные методы очистки.
К первой группе золоуловителей относятся циклоны
(Ц), батарейные циклоны (ВЦ), прямоточные батарей-
ные циклоны (ПБЦ), жалюзийные золоуловители
(ЖЗУ) и сопловые золоуловители (СЗУ).
Ко второй группе относятся центробежные скруббе-
ры (ЦС) и мокрые прутковые золоуловители (МП),
орошаемые скрубберы с насадкой и пенные золоулови-
тели.
К третьей группе относятся вертикальные пластинча-
тые электрофильтры (ДВП) п горизонтальные (ДГП,
ДГПН, ПГЗ и ПГД).
7
К четвертой труппе можно отнести золоуловители,
составленные из двух или более аппаратов, относящихся
к одной или нескольким из ранее перечисленных групп,
например, ЖЗУ — БЦ, ДВП — БЦ, ПГД — ПБЦ и т. д.
Приведенное деление золоуловителей на группы но-
сит несколько условный характер, так как отделение
взвешенных частиц золы от газа в любом золоуловителе
происходит почти всегда под действием нескольких сил.
Это деление произведено по основному и определяюще-
му, но отнюдь не единственному признаку золоулавли-
вания.
Выбор того или иного типа золоуловителя производят
с учетом необходимого коэффициента очистки. Послед-
ний должен обеспечивать такую концентрацию золы
в газах на выходе из дымовой трубы, чтобы концентра-
ция на поверхности земли -была бы ниже предельно до-
пустимой по санитарным нормам (см. гл. 5) и рассчи-
тывается в каждом конкретном случае. Ориентировочные
значения коэффициентов очистки различных золоулови-
телей: циклоны 70%, батарейные циклоны 80%, жалю-
зийные золоуловители 70%, мокрые золоуловители 90—
94%, вертикальные электрофильтры 90%, горизонталь-
ные электрофильтры 92—98%, комбинированные золо-
уловители до 99% и более. Коэффициент очистки зави-
сит от дисперсного состава золы.
При выборе того или иного типа золоуловителя необ-
ходимо также учитывать гидравлические сопротивления,
расходы энергии и воды, габариты установки и осо-
бенности эксплуатации. Технико-экономические показа-
тели золоуловителей различных типов приведены в при-
ложении 1.
1-2. ХИМИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ, ПРОТЕКАЮЩИЕ
В ЗОЛОУЛОВИТЕЛЯХ
В мокрых золоуловителях, помимо процесса улавли-
вания золы, протекают также химические процессы по-
глощения из дымовых газов окислов углерода и серы
СО2, SO2 и SO3. Это поглощение происходит за счет:
а) растворимости окислов в воде с образованием
кислот, например для SO2:
SO2 + H2O = H3SO3;
8
б) взаимодействия окислов (кислот) с солями жест-
кости воды:
H2SO3 + Са (НСО3)2 = CaSO3 + 2Н2СО3;
в) взаимодействия окислов (кислот) со щелочами
золы:
H2SO3 4- СаО + Н2О = CaSO, -|- 2Н2О.
Необходимо отметить, что образующийся в 'результа-
те реакций сульфит кальция (CaSOs) может приводить
к забиванию элементов золоуловителей. Поэтому пред-
почтительны умеренная жесткость воды и щелочность
золы. Большое количество окислов серы в газах способ-
ствует коррозии оборудования.
В табл. 1-1 приведены концентрации щелочей в золе
различных топлив по данным ВТИ [Л. 6]. Использование
данных табл. 1-1 для расчетов будет ясно из дальней-
шего изложения.
Концентрацию щелочей в золе можно найти, если из-
вестно общее содержание щелочеобразующих окислов
СаО, MgO и КзО из анализа золы топлива.
Тогда
Щ=С -^-К-104, мг-экв!кг, (1-1)
где Щ — концентрация свободной щелочи в золе,
мг-экв/кг;
С — содержание окислов по эоловому анализу, %;
V'—валентность кислорода, равная 2;
М — молекулярный вес;
К — коэффициент, показывающий отношение сво-
бодных щелочей к общему количеству окислов
по анализу; ориентировочно равен 0,375.
Для СаО, составляющего основу окислов щелочных
элементов, 7Д«134 ССао.
Для твердых топлив характерно соотношение между
щелочностью и сернистостью, которое может быть выра-
жено комплексом , где Др и Sp —соответственно
содержание золы и серы (органической и колчеданной)
9
Таблица 1-1
Характеристика топлив по щелочности и сернистости
Топливо Щ, мг-акв/кг золы ЛМо-з, SP мг-экв/кг серы SnP, . %1Мдж1кг
Эстонский сланец 6 800 170 0,093
Гдовский сланец 5 800 196 0,15
Ангренский уголь 5 360 42 0,098
Канский уголь 5 020 102,3 0,031
Савельевский сланец 4 260 71,5 0,483
Черновский уголь 3 930 58,2 0,031
Кашпирский сланец 3 530 44,8 0,574
Кызыл-Кийский уголь 3 070 20 0,107
СУЛЮКТИНСКИ! уголь 2 900 57,6 0,031
Богословский уголь ........ 2 320 167 0,025
Александрийский уголь 2 150 11,7 0,375
Мукачевский уголь •. . 1 800 112 0,064
Карагандинский Б 1 710 48,4 0,277
Карагандинский каменный 1 590 49,6 0,036
Донецкий тощий 1 410 7,95 0,098
Челябинский уголь 1 380 28,6 0,076
Нововолынский УГОЛЬ 1 310 4,2 0,133
Прокопьевский уголь 1 290 23,8 0,001
Артемовский Уголь 1 230 88,5 0,002
Минусинский уголь 1 120 19,6 0,002
Антрацитовый штыб 1 090 10,7 0,067
Араличевский уголь > 1 050 29,3 0,024
Печерский Д 1 040 10,4 0,014
Подмосковный Б 970 7,9 0,280
Егоршинский А 960 50 0,002
Донецкий ППМ 950 10 0,250
Черемховский уголь 920 19,8 0,052
Сахалинский Б , , 655 32,6 0,022
Липовецкий Д 600 44,0 0,016
Ткварчельский уголь 520 9,9 0,010
Кизеловскин уголь 440 2,53 0,250
Экибастузский уголь 410 18,9 0,048
на рабочую массу топлива, °/0; Ш, — свободная щелоч-
ность, мг-экв(кг золы.
Некоторое улавливание сернистого ангидрида может
происходить и в сухих золоуловителях вследствие ча-
стичного поглощения SO2 золой, при котором часть SO2
(а также SO3) превращается в сульфаты. Так, при сжи-
гании сланцев в нелетучие соединения может связывать-
ся почти 40% серы.
По данным ВТИ коэффициент поглощения Серы Зо-
лой (иначе, коэффициент очистки от SO2) может быть
определен по следующей формуле:
rlsOa = 12,5-10's АСЩ, %,
где Ас — зольность топлива на сухую массу, %;
Щ — щелочность золы, мг-экв[кг (см. табл. 1-1).
1-3. РАСХОДЫ ГАЗОВ И ЗОЛЫ
В этот параграф, во избежание повторений, сведены
расчетные формулы, которыми придется пользоваться
при расчете любых систем золоулавливания и дымовых
труб.
!• Ко э ф ф и ц и ент и з б ы т к а воздуха на вхо-
де в золоуловитель.
= аух 4~ Аяг, (1’2)
где аух — коэффициент избытка воздуха в уходящих
газах после парогенератора;
Даг —присосы воздуха в газопроводах до золоуло-
вителя; принимаются 0,001 па каждый погон-
ный метр длины стальных газопроводов п
0,005 на каждый метр длины кирпичных бо-
ровов.
2. Средний коэффициент избытка воз-
духа в з о л о у л о в и т е ле.
аср = < ^1, (1-3)
ЗУ ЗУ I 2 v
где Дазу — присосы воздуха в золоуловителе; принима-
ются равными: 0,05 для циклонных золоуло-
вителей; 0,1 для электрофильтров; 0,02 для
сопловых золоуловителей; 0,08 для центро-
бежных скрубберов и 0,05 для мокрых прут-
ковых золоуловителей.
11
3. Объем продуктов сгорания на входе
в золоуловитель, приведенный к нормаль-
ным у с л о в и я м, н а 1 кг топлива
|/,“ = V’R„. + ^i + VH<o+(«“-l)P, *•/«. (1-4)
1'н,о= +0.016 « - 1) V, .«7“. (1-5)
где VRO/ V°u o, V» — соответственно объем трехатом-
ных газов и теоретические объе-
мы азота, водяных паров и су-
хого воздуха, мЧкг',
Vp! — действительный объем водяных
паров, м3[кг.
4. Объем продуктов сгорания в золоуло-
вителе при нормальных условиях на 1 кг топ-
лива
Vе/ = V“x + 1,016^“—V", м*!кг\ (1-6)
Угвых= Угпх+1,016ДаауУ°, м3)кг. (1-6')
5. Действительный расход газов
= 5pVBX , M3jceK; (1-7)
Q^x = BpVe/x^ffL, и3) сек, (1-7')
где Вр — расчетный расход топлива па парогенератор,
кг)сек-,
А’ух и й"— соответственно температура газов, уходя-
щих из парогенератора и золоуловителя, °C.
Для сухих золоуловителей й" = йух—(5-+10)°С, для
мокрых —см. формулы (3-5), (3-24), (3-32).
6. Плотность дымовых газов на входе в
золоуловитель при нормальных усло-
виях
О 1-0,014?+ l,306a|*V« й
Рг =-------У > KzjMs, (1-8)
где Де — содержание золы на рабочую массу топлива, °/о-
12
7. Действительная плотность дымовых
газов на входе в золоуловитель
О 273 , 3
Рг=рГ27зте;> кг1м'
(1-9)
8. Количество золы в уносе с учетом не-
дожога на входе в золоуловитель
/ Ор \
G™ = 0,01&?ун( + кг]сек, (1-10)
где В — полный секундный расход топлива на парогене-
ратор, кг[сек-,
qt — потеря тепла с механическим недожогом, %;
QP—располагаемое тепло топлива, Мдж]кг;
32,7 — теплота сгорания недожога (углерода), Мдж[кг',
ауи — доля золы (и недожога) в уносе, принимаемая
равной:
для пылеугольных топок с сухим шлакоудалением .... 0,9
для шахтно-мельничных топок при сжигании угля .... 0,85
для шахтчо-мельничных топок при сжигании сланцев . . . 0,7
для топок с утепленными шлаковыми воронками ..... 0,8—0,85
для топок с жидким шлакоудалением: *
однокамерных............................0,6—0,7
двухкамерных............................0,4—0,5
с предтопками...........................0,1—0,15
для топок с цепными решетками при сжигании бурых и
каменных углей.................................... 0,2
для топок с цепными решетками при сжигании антрацитов 0,25—0,3
9. Количество сернистого ангидрида на
входе и выходе из золоуловителя:
G“a = 0,015pSp^, кг]сек-, (1-11)
Gso=GJ^P-^ кг[сек, (1-11")
13
где Si1 — содержание органической и колчеданной серы
в рабочей массе топлива, ®/0;
АЕц —молекулярный вес сернистого ангидрида, рав-
ный 64;
— молекулярный вес серы, равный 32;
Tlso2 — коэффициент очистки газов от SO2, “/о.
Для мокрого золоулавливания t|so определяется по
формуле (3-18). Для сухого см. формулу на стр. 11.
10. Концентрация уноса в газах
GBX1O3
= -г/ж3; (1-12)
11. Концентрация сернистого ангидрида
гвх Дв?до3
cso2 = —г/-«э; (ь13)
z-'Bbl X j r\3
Св« / 3_ (1-13')
SO2 qrmx ' '
Формулы (1-6), (1-6Z), (1-7') вполне справедливы
только для сухих золоуловителей. Для мокрых золоуло-
вителей, где происходит испарение воды и уменьшается
температура газов, формулами можно пользоваться
условно для предварительного выбора типоразмера золо-
уловителя. Более точный расчет удельного веса и расхо-
да газов для мокрых золоуловителей приведен в гл. 3.
1-4. ДИСПЕРСНЫЙ СОСТАВ ЗОЛЫ И КОЭФФИЦИЕНТЫ
ОЧИСТКИ ГАЗОВ В ЗОЛОУЛОВИТЕЛЕ
Дисперсный состав золы характеризуется процент-
ным распределением веса частиц различной крупности
в пробе пыли в зависимости от размеров частиц в ми-
кронах (мкм). Дисперсные характеристики летучей золы
некоторых углей при определенном способе сжигания
приведены в табл. 1-2 и 1-3.
И
Характеристики летучей золы (по данным ЦКТИ и ВТИ) Таблица 1-2
15

аг
а
Ьч
Характеристики летучей золы (по данным НИИОГАЗ)
Дисперсный состав может быть задан в виде сле-
, дующих (функциональных зависимостей от 'размеров
}. частиц х:
а) суммарная кривая 7? = /’(х);
б) распределение по фракциям Ф = /"(х);
; в) распределение по размерам N=f(x)-
*z Пример построения соответствующих характеристик
приведен на рис. 1-1.
Рис. 1-1. Характеристики дисперсного состава пыли.
а — суммарная характеристика, б — распределение по фрак-
циям; в — распределение по размерам.
Суммарная кривая а или зерновая характеристика, которая для
ситового метода определения дисперсного состава носит название
кривой полных остатков на ситах, показывает для какого-либо зна-
чения x=xt процентное содержание частиц размера Х| и более. Эта
величина обозначается буквой 7?. Для х=0 значение 7? =100 %. Да-
лее кривая стремится к оси абсцисс.
Кривая б на рис. 1-1 'показывает фракционный состав пыли.
Фракцией Ф называется весовая доля пыли в некотором интервале
размеров. В пределах различных интервалов фракция (в процентах)
имеет определенное значение, поэтому распределение пыли по фрак-
циям носит ступенчатый характер. Кривую б можно получить из
кривой а путем разбивки оси размеров на равные отрезки-интерва-
лы и нахождения приращений суммарной кривой внутри каждого
интервала. Следовательно
др
ф = — -Адх = -дт?, »/>. (1-14)
Знак минус означает, что
2 Т. В. Виленский
с увеличением х 'величина R уменьшается.
——-------------. [у
„м м I
. '.п • Т1ПП I
16
Кривая в показывает относительное весовое содержание в про-
бе пыли частиц того или иного размера. Такая характеристика носит
название парциальной характеристики. Кривая N=f(x) получается
или приближенно из кривой б, если величину приращения в интер-
валах размеров относить к среднему для этого интервала размеру
пылинки, или точно — путем дифференцирования кривой а. Таким
образом,
&R dR
илн N =
(Ы5)
Часто зерновая характеристика бывает неполной, т. е. отсут-
ствуют данные для размеров частиц х-»0 или В таком слу-
чае ее приходится экстраполировать в ту нли другую сторону с тем,
чтобы получить более полную картину распределения пыли. Это
особенно важно при подсчете коэффициента очистки, ибо недоучет
крупных фракций, улавливающихся эффективно, ведет к преумень-
шению его .значения. На рис. 1-1 пунктиром показана подобная экс-
траполяция в области больших х.
Если дисперсный состав задан в виде неполной фракционной ха-
рактеристики, необходимо путем суммирования фракций построить
кривую полных остатков, экстраполировать ее на R=0 и тогда, раз-
бив область экстраполирования на интервалы, построить полную
фракционную характеристику Ф=/(.г), а затем полную .парциальную
характеристику N=f(x).
Коэффициент очистки (называемый иначе степенью
очистки или к. п. д. золоуловителя) показывает отно-
шение весового количества ныли, уловленной в золоуло-
вителе, к количеству входящей пыли
= = ,100^ ----1оо> о/О'
Оцх С?вх иулт^вых
(1-16)
Определение коэффициента очистки является конеч-
ным этапом расчета золоуловителей. В результате его
нахождения можно судить об эффективности очистки
газа в золоуловителе данной конструкции от пыли опре-
деленного дисперсного состава. Полученное значение т|
(полного коэффициента очистки) может измениться при
изменении крупности золы.
Характеристикой совершенства золоуловителя опре-
деленной конструкции служат присущие ему фракцион-
ные и парциальные коэффициенты очистки, представлен-
ные в качестве примера на рис. 1-2.
Фракционный коэффициент показывает отношение ко-
18
личества пыли данной фракции, уловленной в аппарате,
к количеству входящей пыли той же фракции. Парциаль-
ный коэффициент оперирует с пылью определенных раз-
меров (Диаметров) частиц:
Фул Фу П Суд ФуЛ
РХ
(1-17)
Пп
^.Vy
Gy
Afy л Gyn А/у л
A^Gbx ~
(М8)
Фракционные (парциальные) коэффициенты очистки
для различных размеров частиц определяются экспери-
Рпс. 1-2. Зависимость коэффициентов очистки от размеров частиц.
а — фракционные коэффициенты очистки; б — парциальные коэффициенты
очистки.

ментально или теоретически для золоуловителей раз-
личных типов и габаритов, и для определения полного
коэффициента очистки их значения должны быть изве-
стны.
Полный коэффициент очистки может быть подсчитан
по фракционному (парциальному) составу золы, входя-
2* 19
щей в золоуловитель, и по фракционным (парциальным)
коэффициентам очистки.
°/о. О-19)
°/о- (1-20)
Для расчетов по формуле (1-19) необходимо, чтобы
интервалы размеров для состава пыли и для фракцион-
ных коэффициентов очистки совпадали. Можно вместо
т]ф подставлять т]п для среднего в интервале значения к.
Суммы Фвх (в формуле 1-19) и Л^хАх (в формуле 1-20)
должны в отдельности составлять 100%.
Формула (1-20) может быть записана более точно
о
Полный коэффициент очистки на основании формулы
(1-21) может быть определен графически. Эту формулу
можно переписать, используя выражение (1-15):
0 100
_Г о/ (1-22)
1 J 100 J 100 ’ /0 v 7
loo о
Графическое определение г] сводится к подсчету площа-
ди кривой т1п=)(^?), которую можно получить из гра-
фиков T]n=/(x) и /? = f(x). На рис. 1-3 показан пример
графического определения полного коэффициента очи-
стки.
При расчете комбинированного золоуловителя, со-
стоящего из двух (или более) последовательно установ-
ленных аппаратов различных типов, требуется опреде-
лить фракционный состав пыли, выходящей из преды-
дущей ступени и входящей в следующую ступень.
В этом случае каждая фракция пересчитывается по
формуле:
Ф1 = фп =фт 100~А, % (1-23)
ВЫХ ах Б Х 100________-7]
ИЛИ
№ 100, %, (1-24)
ВЫХ D X В X | '
20
где -г) и — соответственно фракционный и парциаль-
ный коэффициенты очистки газа в первой
ступени, °/0;
.ф — полный коэффициент очистки газа в пер-
вой ступени, °/0.
Полный коэффициент очистки газа во второй ступени
подсчитывается по указанному способу с учетом фрак-
ционного состава пыли, входящей во II ступень.
Рис. 1-3. Графическое определение полно-
го коэффициента очистки.
Суммарный (общий) коэффициент очистки газа
в двухступенчатом золоуловителе определяется по фор-
муле . j .
Ло. (1.25)
21
ГЛАВА ВТОРАЯ
СУХИЕ ИНЕРЦИОННЫЕ ЗОЛОУЛОВИТЕЛИ
2-1. ЦИКЛОНЫ
применения но виду топлива не
Рис. 2-1. Циклоны.
а — циклон НИИОГАЗ; б — циклон ЦКТИ.
Циклонные золоуловители применяются, главным
образом, для парогенераторов малой мощности, в осо-
бенности при слоевом сжигании топлива. Область их
ограничивается. Кроме
этого циклоны могут
применяться в качестве
первой ступени золо-
улавливания для паро-
генераторов средней и
даже большей мощно-
сти (например, в ком-
бинированном золоуло-
вителе ДВП—ЦН для
очистки газов при сжи-
гании АШ). Циклоны
применяются также
как отсосные золоуло-
вители для жалюзий-
ных и сопловых реше-
ток (см. § 2-4—2-6).
Принцип действия
циклонов основан па
использовании центро-
бежной силы, развива-
ющейся при враща-
тельном движении га-
зового потока, благо-
даря которой зола от-
брасывается к стенке
циклона и стекает по
ней в пылевой бункер.
Очищенные газы выходят через центрально расположен-
ную выхлопную трубу.
Наиболее распространенными типами циклонов явля-
ются циклоны НИИОГАЗ (ЦН) и циклоны ЦКТИ (Ц).
Основные типы циклонов НИИОГАЗ, применяемых в си-
стемах золоулавливания, следующие: ЦН-11, ЦН-15,
ЦН-15у, ЦН-24. Цифры обозначают угол наклона крыш-
22
кп входного патрубка. Тип ЦН-15у является укорочен-
ным по сравнению с ЦН-15. Общий вид цикланов ЦН
и Ц .приведен на <рис. 2-1. Основные размеры сведены
в табл. 2-1.
Наибольшим коэффициентом очистки из циклонов
НИИОГАЗ обладает аппарат ЦН-ill, но в то же время
он имеет и максимальный коэффициент гидравлическое
сопротивления. Аппарат ЦН-24 имеет наименьший ко-
эффициент гидравлического сопротивления и наимень-
ший коэффициент очистки.
Циклон ЦН-15у имеет равное гидравлическое сопро-
тивление с циклоном ЦН-15, но меньший коэффициент
очистки, и применяется при ограничении габаритных
размеров по высоте. В системах золоулавливания наи-
большее применение находит ЦН-15. Циклон ЦКТИ
обладает практически тем же сопротивлением и коэффи-
циентом очистки, что и ЦН-15. С уменьшением диамет-
ров циклонов увеличивается коэффициент очистки. Этим
вызвано стремление от одиночных циклонов большого
диаметра переходить к группам циклонов меньшего диа-
метра. При этом живое сечение для прохода газов сохра-
няется, а эффективность возрастает.
Центральным котлотурбинным институтом разрабо-
таны типоразмеры групп (блоков) циклонов Ц к паро-
генераторам производительностью 2,5—20 т/« [Л. 8].
Блоки состоят из четырех, шести или восьми циклонов
(рис. 2-2). Диаметры циклонов составляют ряд: 400,
500, 650, 750, 800. Циклоны выполнены с улиточным! от-
водом газов. Очищенные газы, пройдя улитку, направ-
ляются или горизонтально или вертикально вверх.
Отвод очищенного газа (рис. 2-3) в циклонах может
осуществляться несколькими способами: с помощью
улитки, с помощью колена, с помощью общего сборника
для группы циклонов или через выхлопную трубу в ат-
мосферу.
В первом случае вращательное движение газов на
выходе из циклона преобразуется в поступательное
с 'минимальными потерями.
Исследования ЦКТИ (Л. 9] показали, что установка
на входе в выхлопную трубу раскручивающей розетки
значительно уменьшает гидравлическое сопротивление.
Циклопы НИИОГАЗ, так же как и циклоны ЦКТИ,
могут устанавливаться одиночно или в группах до
23
Габаритные размеры отдельных типов циклонов (в долях D)
Таблица 2-1
Наименование размера Обозначение на рис.24 Тип циклона
ЦН-15 ЦН-15у ЦН-24 ЦН-11 Ц
Угол наклона крышки и входного па- трубка циклона Q 15° 15° 24° 11° 15°
Внутренний диаметр циклона D 400—800 мм 200—800 мм 400—1 000 400—800 мм (нижняя плоскость патрубка) 400—800 мм
Ширина входного патрубка в циклоне (внутренний размер) b 0,20 0,20 ММ 0.2D 0,20 0,20
Ширина патрубка у фланца ь. 0,260 0,260 0,260 0,260 0,40
Высота входного патрубка (внутренний размер) а 0,660 0,660 1,110 0,480 0,60
Наружный диаметр выхлопной трубы . d 0,60 0,60 0,60 0,60 0,60
Высота выхлопной трубы с фланцем . . hm 1,740 1,50 2,110 1,560 20
Длина выходного патрубка l 0,60 0,60 0,60 0.6D 10
Высота конуса циклона hK 2D 1,50 1 ,750 20 20
Высота внешней части выхлопной тру- бы h в 0,30 0,30 0,40 0,30 0,50
Высота установки фланца Йф л (0,24— (0,24— (0,24— (0,24— 0,250
Общая высота циклона н 0,32)0 4,560 0,32)0 3,310 0,32)0 4,260 0,32)0 4,380 50
nd
сл
HJS

Рис. 2-3. Варианты конструктивного оформления отвода газов от
циклонов НИИОГАЗ.
о улитка; б — колено; в — общий сборник для группы циклонов; г — вы-
хлопная труба в атмосферу.
неприменимы. Они используются для вспомогательных
целей, например для отбора проб.
Допустимая запыленность уменьшается вдвое для
среднеслипаюшейся золы (зола углей, богатых летучи-
Таблица 2-2
Максимально допустимая для циклонов
различных диаметров запыленность газа
слабослипающейся золой
Диаметр циклона, мм Допустимая запыленность газа, г/м9 Диаметр циклона, мм Допустимая запыленност ь, газа, г/м3
800 400 100 со
600 300 60 40
400 200 40 20
200 150
26
ми, торфяная зола) и вчетверо для силыюслипающейся
(зола АШ при малом недожоге).
Приводимый ниже метод расчета циклонов в соот-
ветствии с методикой НИИОГАЗ (Л. 7] сводится к сле-
дующему: предварительно задаются отношением гидрав-
лического сопротивления к плотности газа и находят
производительность единичного циклона. Затем находят
число циклонов и определяют коэффициент очистки. По-
сле этого производится уточняющий расчет гидравличе-
ского сопротивления.
Для выбора оптимальных размеров и количества
циклонов рекомендуется производить вариантные расче-
ты для различных типов и диаметров циклонов, чтобы
выбрать паилучший вариант по степени очистки ц при
минимальном! числе аппаратов п и гидравлическом со-
противлении Др/Рг- Расчетные данные удобно сводить
в таблицу, имеющую следующий вид.
При выборе циклонов того или иного диаметра сле-
дует, разумеется, руководствоваться рекомендациями по
допускаемой запыленности при различной слипаемости
золы.
1. Число циклонов
Сначала определяют производительность единичного
циклопа q, м31сек. Расчет можно производить либо с по-
мощью номограммы, приведенной на рис. 2-4, либо по
формуле
м*!сек, (2-1)
где D — внутренний диаметр циклопа, лг,
Ьр—сопротивление циклона, н)м2\
27
pr — плотность газов, «г/м’;
С — коэффициент сопротивления, отнесенный к услов-
ной скорости в поперечном сечении цилиндриче-
ской части.
При расчетах задаются отношением гидравлического со-
противления к плотности газа, оптимальное значение кото-
рого обычно лежит в пределах Др/рг = 550-н 750, м?1сек\
д, л^/сек.
Рис. 2-4. Номограмма для расчета производительности циклона.
Коэффициент гидравлического сопротивления для
циклонов различного типа:
Тип циклона Коэффициент гидравлическо-
го сопротивления С
ЦН-11 180
ЦН-15 105
ЦН-15у НО
ЦН-24 60
Ц 105
Отношение в пределах оптимальных значе-
ний подбирают таким образом, чтобы величина а вы-
ражалась целым числом и принадлежала ряду чисел:
1, 2, 3, 4, 6, 8 (для циклонов ЦКТИ с нормализован-
ными группами—4, 6, 8).
Расчет с помощью номограммы производят следую-
щим образом. Задаются величиной Др/рг в пределах ре-
комендованных значений. Для соответствующего диамет-
ра D проводят дугу АБ до встречи с радиальной пря-
мой Д/?/рг. Из точки Б проводят горизонтальную прямую
БВ до пересечения с линией, принадлежащей соответ-
ствующему типу циклона. После этого, проведя верти-
кальную прямую ВГ, можно найти величину q.
Число циклонов для заданной производительности
я = (2'2)
где Qr — расход газов через золоуловитель, м3/сек;
q — единичная производительность циклона,м^/сек.
2. Коэффициенты очистки
Рис. 2-5. Парциальные коэффициенты
очистки газа для циклона D = 600 мм
при рп = 1 930 кг/м3 и
Др/рг = 750 м2/сек2.
Расчеты коэффициентов очистки производят, так же
как и при определении числа циклонов, для нескольких
вариантов по типам и диаметрам циклонов.
Для расчета коэффициентов очистки удобно пользо-
ваться кривой, которая выражает зависимость парци-
альных коэффициентов очистки от размеров частиц для
ЦН-15 диаметром .0=600 мм, при Др/рг =750 м21сек2 и
плотности пыли рп =1 930 /сели3 (рис. 2-5). Этой же
кривой можно восполь-
зоваться и для цикло-
на ЦКТИ того же диа-
метра.
Для указанных
условий определяют
полный исходный ко-
эффициент очистки с
помощью формулы
(1-20) ' или графически
(рис. 1-3). Затем по-
следовательно произ-
водят пересчет на дру-
гие условия по графи-
кам, приведенным на
рис. 2-6.
29
По графику рис. 2-6,а производят пересчет на другой
тип циклона НИИОГАЗ. При этом на прямой, соответ-
ствующей исходному типу ЦН-15, находят точку, орди-
ната которой соответствует рассчитанному полному ис-
ходному коэффициенту очистки (точка Ai). Or этой точ-
ки проводят вертикальную прямую до пересечения с ли-
Рис. 2-6. Графики для пересчета полного коэффициента очистки
в циклоне D = 600 лиг при pu = 1 930 кг]смг и
Д/?/рг = 750 лр/се№ на другие условия.
а —на другой тип циклона НИИОГАЗ; б —иа другой диаметр циклона; в —
на другую плотность пыли рп; г —на другое отношение Ьр/рг>
нией, принадлежащей другому типу циклона (точка fij-
Ордината этой точки будет соответствовать коэффициен-
ту очистки, который может обеспечить другой тип цик-
лона НИИОГАЗ в тех же условиях. Для однотипных
циклонов ЦКТИ пересчет по этому графику, разумеется
не нужен.
По графику 2-6,6 определяется степень очистки, ко-
торая может быть получена с помощью циклопа
30
НИИОГАЗ или ЦКТИ другого (не 600 мм) диаметра.
Для этого из точки А2 (соответствующей диаметру
600 мм и степени очистки, найденной путем пересчета
по предыдущему графику) проводится линия А2Б2 до пе-
ресечения с абсциссой, соответствующей нужному диа-
метру (точка Б2). Ордината Б2 отвечает значению ц для
иного диаметра циклона.
Аналогично с помощью графиков, приведенных на
рис. 2-6,а и г, производится определение значений т] для
других плотностей пыли рп (точки А363) и отношений
Др/Рг (точки А4Б4) Ордината £>4 соответствует искомому
значению полного коэффициента очистки т] для расчет-
ных условий, отличающихся от тех, которые положены
в основу графика, приведенного на рис. 2-5.
В результате проведения вариантных расчетов необ-
ходимо выбрать оптимальный вариант с достаточно вы-
соким коэффициентом очистки, а также числом и диа-
метром циклонов, обеспечивающими приемлемые габа-
риты установки. Для выбранного типоразмера необхо-
димо произвести уточняющий расчет гидравлического
сопротивления золоулавливающей установки.
3. Гидравлическое сопротивление зо-
лоулавливающей установки с циклонами
Условная скорость, отнесенная к поперечному сече-
нию циклона,
»«=дау ₽-3>
Сопротивление циклона
дд=—> н!м~-
(2-4)
Для группы циклонов (независимо от их числа в группе)
коэффициент £ увеличивается на 1О°/0 для учета сопро-
тивления подводящего коллектора. Определив Др, можно
найти значение Др/рг и проверить, лежит ли оно в опти-
мальных пределах.
31
Суммарное сопротивление циклона й отводящего
участка
2
Др0бщ= V + ^OTB Рг -2Т- ’ н/м2’ (2‘5)
где £оТВ — коэффициент сопротивления отвода.
Для отводов, изображенных на рис. 2-3,а,б
и г можно считать Z равным соответственно
0; 0,15->0,25; и 0,6-ь 1,0 для одного циклона.
Для циклонов, объединенных в группы, эти
значения увеличиваются на 10%'. Для отвода,
изображенного на рис. 2-3,8 можно считать
равным 0,88;
®отв — скорость газов в отводящем участке.
и)0ТВ = О)ц • 2,8 м]сек. (2-6)
• В формуле (2-6) коэффициент 2,8 — отношение сече-
ния цилиндрической части циклона к сечению отводя-
щего участка (выхлопной трубы).
2-2. БАТАРЕЙНЫЕ ЦИКЛОНЫ
Одним из способов улучшения очистки газов в цикло-
нах, как это было показано в предыдущем параграфе,
является уменьшение диаметра их цилиндрической части.
Однако применение циклонов малых размеров вызывает
необходимость установки большого количества их для
сохранения заданной производительности по газам.
Практическое решение задач наилучшего распреде-
ления газов, уноса, отвода уловленной пыли и т. д. при
большом количестве циклопов привело к созданию ба-
тарейных циклонов.
Батарейные циклоны применяются для очистки ды-
мовых газов от золы всех топлив, кроме АШ, так как
последняя забивает элементы БЦ. В качестве самостоя-
тельных золоуловителей БЦ применяются главным обра-
зом для парогенераторов средней и малой производи-
тельности.
Для мощных парогенераторов батарейные циклоны
находят широкое применение в качестве первой ступени
комбинированной системы золоулавливания.
В отличие от единичных циклонов, имеющих индиви-
дуальный подвод газа в виде тангенциального патрубка,
32
который обеспечивает закрутку газа в циклопе, бата-
рейный циклон имеет общий вход газа ко всем элемен-
там. Закрутка газа для каждого циклонного элемента
осуществляется направляющим аппаратом’.
Наиболее употребительны циклонные элементы диа-
метром 100, 150 и 250 мм. Для специальных целей мо-
а) б) в)
Рис. 2-7. Циклонные элементы батарейных циклонов.
а —с направляющим аппаратом типа «Винт»; б —с направляющим аппара-
том типа «Розетка»; в — с направляющим аппаратом типа «Розетка» с без-
ударным входом.
гут быть изготовлены элементы диаметром 40 и 60 мм.
Применяются направляющие аппараты типа «Винт»
(рис. 2-7,а) с двумя винтовыми лопастями, наклоненны-
ми под углом 25°, или типа «Розетка» (рис. 2-7,6) с во-
Зя рубежом применяются также батарейные циклоны с за-
круткой газов при помощи тангенциального 'ввода их в каждый
элемент. Конструкция одного из таких циклонов приведена в книге
Л. Д. Кроппа и А. Т. Бронштейна «Эксплуатация батарейных цикло-
нов», Издательство «Энергия», 1964.
Прим., ред.
3 Т. В Виленский по
Семью лопатками, наклоненными под углом 25° пли 30*.
Направляющий аппарат типа «Винт» меньше забивает-
ся золой, имеет меньший коэффициент гидравлического
сопротивления, но одновременно обеспечивает и мень-
шую'степень очистки, чем аппарат «Розетка».
Центральным котлотурбинным институтом разрабо-
тан направляющий аппарат типа «Розетка» с безудар-
ным входом (рис. 2-7,в), который обеспечивает ту же
степень очистки, что и обычный аппарат «Розетка» при
значительно меньшем коэффициенте сопротивления.
Угол наклона лопаток 25° способствует более высоко-
му коэффициенту очистки, но увеличивает гидравличе-
ское сопротивление по сравнению с углом наклона 30°.
В зависимости от слипаемости золовых частиц для
батарейных циклонов устанавливается максимальная
концентрация золы в газах, отнесенная к 1 м3 газов при
нормальных условиях. Для слабослипающейся золы
максимально допустимая запыленность в зависимости
от типа направляющего аппарата и диаметра элемента
приведена в табл. 2-3. Слабослипающейся золой можно
считать, например, золу тощих и каменных углей.
Таблица 2-3
Максимально допустимая для батарейных циклонов
запыленность газа слабослипающейся золой
Тип направляющего аппарата Диаметр элемента, мм Допустимая запыленность, г/м3
,Винт“ 250 100
.Розетка' 100 15
.Розетка' 150 35
.Розетка' 250 75
Допустимая запыленность уменьшается вдвое для
среднеслипающейся золы (зола бурых углей без недожо-
га, торфяная зола). Для сильиослипающейся золы (ле-
тучей золы АШ при малом недожоге) установка бата-
рейных циклонов не рекомендуется ввиду возможного
забивания элементов.
Руководящие указания на проектирование батарей-
ных циклонов (БЦ) НИИОГАЗ приведены в [Л. 10].
34
Согласно нормалям института Гипрогазоочистка ба-
тарейные циклоны серийно выпускаются с элементами
следующих типоразмеров:
Р-40-250; Р-250-250;
Р-60-250; Р-250-300;
Р-100-25°; В-25О-250.
Р-150-250;
Буква указывает тип направляющего аппарата: «Розет-
ка» или «Винт», первое число — диаметр элемента, вто-
рое число — угол наклона лопастей направляющего
аппарата.
Диаметр 250 является условным; в действительности
выпускаются элементы диаметром 254 и 259 мм.
Центральный котлотурбинный институт разработал
типоразмеры БЦ с элементами 254 мм для парогенера-
торов 2,5—20 т/ч (нормаль 1961 г.) и для парогенерато-
ров 20—220 т/ч (нормаль 1956 г.). Для парогенераторов
малой мощности применены прямоугольные газораспре-
делительные камеры (рис. 2-8,а), разделенные на две
неравные части, одна из которых может отключаться
при снижении нагрузки.
Типоразмеры разработанных ЦК.ТИ и серийно выпус-
каемых БЦ для парогенераторов небольшой мощности:
БЦ-2-4Х (3+2); БЦ-2-5Х (4+3);
БЦ-2-5Х (3+2); БЦ-2-6Х (4+3);
БЦ-2-5Х (4+2); БЦ-2-6Х (5+3);
БЦ-2-6Х (4+2); БЦ-2-7Х (5+3).
Первая цифра обозначает количество секций, вторая —
количество циклонных элементов по движению газов,
сумма в скобках— количество элементов по ширине.
Таким образом, общее количество элементов меняется
в пределах от 20 до 56.
Для агрегатов средней и большой мощности серий-
но выпускаются БЦ с клинообразными газораспредели-
тельными камерами (рис. 2-8,6) следующих типоразме-
ров:
3*
БЦ-2Х5Х5;
БЦ-2Х6Х5;
БЦ-2Х6Х7;
БЦ-2Х7Х7;
БЦ-2Х8Х7;
БЦ-ЗХ6Х7;
БЦ-ЗХ7Х7;
БЦ-ЗХ8Х7;
БЦ-4Х6Х8;
БЦ-4Х7Х8;
БЦ-4Х8Х8;
БЦ-4Х7ХЮ;
БЦ-4Х8ХЮ;
БЦ-4Х9ХЮ;
БЦ-4Х8Х12;
БЦ-4Х9Х12;
БЦ-4X10Х12;
БЦ-4ХНХ12;
БЦ-4Х 8X15;
БЦ-4Х 9X15;
БЦ-4ХЮХ15;
БЦ-4ХИХ15;
БЦ-4Х12Х15.
35
Рис. 2-8. Батарейные циклоны,
прямоугольными газораспределительными камерами; б — с клинообраз-
ными газораспределительными камерами.
36
Центральный котлотурбинный институт разработал
также конструкцию батарейного циклопа типа БЦ-2Х
Х11Х16, устанавливаемого в качестве первой ступени
перед электрофильтром. Для парогенератора Д = 500 т/ч
устанавливаются параллельно четыре таких аппарата.
В случае применения больших батарейных циклонов необходимо
устанавливать в эоловом бункере перегородку, чтобы исключить пе-
ретекание газов, вызывающее нарушение нормальной работы золо-
уловителя.
В батарейных циклонах с прямоугольными I азораспределшеди-
ными камерами статическое давление газа перед входом в циклон-
ные элементы по направлению движения газа повышается за счет
уменьшения скорости. В выхлопной камере статическое давление по
движению газа уменьшается. Это может вызвать неравномерность
расхода газа в каждом элементе. Клинообразные газораспредели-
тельные камеры в этом отношении лучше, так как давление газа
перед каждым элементом, так же как и после него, сохраняет ста-
бильную величину.
Ниже излагается расчет БЦ в соответствии с ме-
тодикой НИИОГАЗ' (Л. 10]. Предварительно задаются
отношением гидравлического сопротивления к плотности
газа, диаметром и типом циклонного элемента, затем
определяют производительность единичного элемента,
находят число элементов и коэффициент очистки. После
этого рассчитывают геометрические размеры корпуса
БЦ и уточняют значение гидравлического сопротивления.
Для выбора оптимальных размеров и количества эле-
ментов рекомендуется производить вариантные расчеты
с учетом различных типов направляющих аппаратов и
диаметров элементов (при выборе последних следует
руководствоваться рекомендациями по допустимой запы-
ленности, табл. 2-3).
Расчетные данные удобно сводить в таблицу следую-
щего вида.
37
1. Число циклонных элементов
Необходимое число циклонных элементов можно
определить на основании расчета производительности
единичного элемента q по номограмме, приведенной на
рис. 2-9 или по формуле
(2-7)
л/)2 л /
м3{сек,
Рис. 2-9. Номограмма для расчета производительности элемента
батарейного циклона.
При расчетах задаются отношением гидравлического
сопротивления к плотности газа, оптимальное значение
которого обычно лежит в пределах
Др/рг = 550-^750 м2/сек"~.
38
Коэффициент гидравлического сопротивления циклон-
ных элементов с различными направляющими аппара-
тами:
Коэффициент гид-
Тил направляющего равлического сопро-
алпарата тивления С
„Розетка", а = 25“ 90
„Розетка", а = 30° 65
„Розетка" с безударным
входом, а = 25° 65
„Винт", а = 25° 85
Необходимое число циклонных элементов
Qr
7 ’
п —
(2-8)
где Qr — расход газов через золоуловитель, м31сек.
Расчет по номограмме производится следующим об-
разом: на пересечении дуги, соответствующей диаметру
циклонного элемента (точка Л) и прямой, соответствую-
щей значению &р/рг, выбранному в рекомендованных
пределах, находят точку Б, от которой проводят гори-
зонтальную прямую до пересечения с линией, соответст-
вующей типу направляющего аппарата (точка Б). Далее,
на горизонтальной оси находится величина q (точка Г).
После определения q с помощью формулы (2-8) нахо-
дят необходимое число циклонных элементов. Значения
п и соответствующие им значения заносятся
в таблицу расчетных данных.
При расчете батарейного циклона, входящего в ком-
бинированный золоуловитель, например ДВП—БЦ, ти-
поразмер последнего выбирается из условия обеспечения
необходимой скорости газов в электрофильтре {см. фор-
мулу (4-2)]. В результате выбора типоразмера комбини-
рованного золоуловителя ДВП — БЦ количество и диа-
метр циклонных элементов, а также тип направляющего
аппарата будут заранее известны.
При выборе комбинированного золоуловителя долж-
но выполняться основное требование для батарейных
циклонов относительно допустимой величины Др/рг.
2. Коэффициент очистки
Для расчета коэффициента очистки удобно пользоваться
кривой, приведенной на рис. 2-10, которая выражает за-
висимость парциальных коэффициентов очистки от разме-
39
ров частиц для БЦ с элементами В-250-2.50 при плотности
пыли рп = 2200 кг/м' и отношении Д/7/рх. = 750 м^сек*.
Имея распределение частиц пыли по размерам, можно
по формуле (1-20) или графически (рис. 1-3) определить
полный коэффициент очистки для этого аппарата, затем
последовательно произвести пересчет на другой тип аппа-
рата, другое отношение и рп.
Пересчет коэффициента очистки для другого типо-
размера производится по графику, приведенному на
рис. 2-11,а. На линии, принадлежащей В-25О-250, нахо-
Рис. 2-10. Парциальные
коэффициенты очистки газа
в элементе батарейного ци-
клона В-25О-250 при рп =
— 2 200 кг;м3 и =
750 мй;сек2.
дится точка А, с ординатой, соответствующей рассчи-
танному коэффициенту очистки. Затем проводится вер-
тикальная прямая до пересечения с линией, соответству-
ющей элементу нужного типа (точка Бг), ордината кото-
рой соответствует полному коэффициенту очистки для
элемента данного типа.
С помощью графика, приведенного на рис. 2-11,6
определяются значения ц для других отношений Ар/рг-
Для этого из точки А2 (соответствующей Ар/рг =750 и ц,
полученному из графика рис. 2-11,а) проводится линия
А2Б2 до абсциссы, соответствующей требуемому значе-
нию Др/рг (точка Б2). Ордината точки Б2 соответствует
новому значению ц. Аналогично пересчитывается ц на
другую плотность пыли (рис. 2-11,в).
В результате расчетов необходимо выбрать оптималь-
ный вариант БЦ с достаточно высоким ц и числом эле-
ментов, обеспечивающим приемлемые габариты установ-
ки. При прочих равных условиях надо отдавать предпоч-
тение элементам с аппаратом типа «Розетка».
40
3. Размеры батарейного циклона.
По числу циклонных элементов определяют размеры
корпуса батарейного циклона.
Расстояние между стенками кожуха но ходу газов
Д = (П|—1)а + 2&, м, (2-9)
где п}— число элементов по ходу газов;
а — расстояние между осями элементов, м;
b — расстояние от оси крайнего элемента до стенки
корпуса, м.
Значения а и b берутся по табл. 2-4.
Расстояния между стенками корпуса по ширине
В = (ns — 1) а 4- 26, м.,
(2-Ю)
где л2 — число элементов в ряду по ширине.
Рис. 2-11. Графики для пересчета полного коэффициента очистки
в элементе батарейного циклопа В-250-250 при рп = 2 200 кг/мг
и Др;рг = 750 м-'сек2 на другие условия.
п~на другой типоразмер элемента, б — па другое отношение Ау?/рг; а —на
другую ПЛОТНОСТЬ ПЫЛИ рп-
41
Таблица 2-4
Основные геометрические размеры батарейных
циклонов (к рис. 2-8)
Тип направляющего аппарата D, мм d, мм а, мм Ь, мм /7ц» мм
„Розетка" 250 133 280 170 1020
То же 150 83 180 120 625
100 59 130 95 420
„Винт" 250 159 280 170 1 200
Высота газораспределительной камеры на входе газов
7/вх = --/ гГ--Д\ , М,
mwK(B— n2d)'
(2-И)
где т— число параллельно включенных БЦ;
Qr — общий расход газов, мъ/сек-,
d — наружный диаметр выхлопной трубы, м. Бе-
рется из табл. 2-4;
wK— принимаемая скорость газов в живом сечении
газораспределительной камеры, стесненной
первым рядом выхлопных труб, м/сек.
Скорость wK должна приниматься не более 15 м/сек во
избежание износа первого ряда труб.
Скорость на входе в газораспределительную камеру
(не стесненную выхлопными трубами)
й2-’вх = Wk—, м/сек. (2-12)
Скорость №вх должна быть не больше шестикратного
значения условной скорости в полном сечении циклонно-
го элемента (для обеспечения равномерного распределе-
ния газа по всем элементам)
аувх<6®ц, м/сек,
(2-13)
где Юц — условная скорость в циклонном элементе,м/сек,
причем
= ’ м!сек' (2’14)
42
4. Гидравлическое сопротивление батарей-
ного циклона
,„2
= (2-15)
Определив Д/д необходимо найти соотношение Д/?/рг и
проверить, лежит ли оно в оптимальных пределах.
2-3. БАТАРЕЙНЫЕ ЦИКЛОНЫ С ГОРИЗОНТАЛЬНЫМИ
ПРЯМОТОЧНЫМИ ЭЛЕМЕНТАМИ
Кроме широко распространенных батарейных цикло-
нов с элементами, в которых газы, войдя сверху, меняют
направление и выходят снизу вверх, для золоулавливания
начинают применяться БЦ с прямоточными горизонталь-
Рис. 2-12. Горизонтальный прямоточный циклонный элемент.
2 —входная труба; 2 — выхлопная труба; 3— розетка; 4 — шайба;
5 — корпус.
ными циклонными элементами (ПБЦ) [Л. 9]. В прямо-
точном элементе (рис. 2-12) имеется закручивающая
розетка. Под влиянием центробежных сил частицы золы
отбрасываются к цилиндрической поверхности корпуса
и, скользя по ней, покидают циклонный элемент. Очи-
щенный газ выходит через выхлопную трубу. Организа-
ция отсоса части газов вместе с золой приводит к увели-
чению коэффициента очистки. Оптимальное количество
43
отсасываемого газа лежит в пределах 54-10%. Закручи-
вающая розетка образована четырьмя лопастями без-
ударного входа с наклоном к оси циклонного элемен-
та 30°.
Обычно элементы набираются в батарею таким обра-
зом, чтобы выполнялось условие
S1 = S2 = 1,3 D.
Здесь D—внутренний диаметр корпуса элемента;
и So — соответственно шаг по горизонтали и вер-
тикали.
Прямоточные батарейные циклопы находят примене-
ние главным образом в качестве первой ступени в систе-
ме золоулавливания. Они очень удобно компонуются
перед горизонтальным электрофильтром.
В соответствии сметодикой ЦКТИ, расчет ПБЦ про-
изводится следующим образом: сначала находится необ-
ходимое число циклонных элементов и их гидравличе-
ские сопротивления, а затем определяется коэффициент
очистки.
1. Ч п с л о ц и к л о п и ы х э л е м е и т о в
где Qr — расход дымовых газов, м/сек-,
w— условная скорость газов в полном сечении эле-
мента; принимается в пределах 11-4-13 м/сек’,
D—внутренний диаметр корпуса элемента, м.
2. Гидравлическое сопротивление.
н/м2. (2-17)
Для батарейных циклонов с горизонтальными пря-
моточными элементами коэффициент гидравлического
сопротивления £ может быть принят равным 8,5.
3. Коэффициент очистки
Полный коэффициент очистки для прямоточного эле-
мента г)э подсчитывается на основе парциальных коэффи-
циентов очистки г]п, приведенных в табл- 2-5, с помощью
формулы 1-20 или графика, приведенного па рис. 1-3.
44
Таблица 2-5
Парциальные коэффициенты очистки в прямоточном
циклонном элементе при £>=250 мм (по данным ЦКТИ)
X, МКМ 5 10 15 20 25 30 35 40
Т]п, % 55 77 85 90 93 95 97 98
Парциальные коэффициенты очистки газа, приведен-
ные в табл. 2-5, получены при испытании одного элемен-
та. При очистке газов в батарее, состоящей из несколь-
ких элементов, парциальные коэффициенты и общий
коэффициент очистки снижаются примерно па 10%.
Общий коэффициент очистки зависит также от работы
отсосного циклона.
Все это учитывается в формуле следующего вида:
___ 0,9дэТ|ц
1 "100
о /
/о,
(2-18)
где Цп — полный коэффициент очистки для прямоточного
элемента, %;
т]и—полный коэффициент очистки отсосанных газов
в отсосном циклоне, %; рассчитывается по ме-
тодике, приведенной в § 2-1.
Чаще всего отсосанные газы после очистки их в цикло-
не отводятся с помощью специального дымососа во вход-
ную камеру циклонных элементов, образуя контур ре-
циркулирующих газов. Общий коэффициент очистки rf
с учетом рециркуляции определяется по формуле-
>___________ч________
‘ 2L_l Л _
100 100 J
° /
/о
(2-19)
где т) — общий коэффициент очистки с учетом работы
отсосного циклопа, % (см. формулу 2-18).
2-4. ЖАЛЮЗИЙНЫЕ ЗОЛОУЛОВИТЕЛИ
Жалюзийные золоуловители (ЖЗУ) применяются
для парогенераторов малой паропроизводительиости,
при слоевом и факельно-слоевом сжигании. Применять
45
жалюзийные золоуловители для улавливания золы АШ
не рекомендуется во избежание забивания решеток.
В основном, ЖЗУ получили распространение для улав-
ливания золы торфа.
Для парогенераторов средней и большой паропроиз-
водительности ЖЗУ находят применение в качестве пер-
Рис, 2-13. Схема установки жа-
люзийного золоуловителя
с эжектором.
! — жалюзийная решетка; 2 — вход-
ная камера; 3— выходная камера;
•♦ — отсосная щель; 5 — диффузор;
6 — подводящий газоход; 7 — отсос-
ный циклон; 8 — отводящий газо-
ход; 9 — эжектор; 10 — диффузор
после эжектора.
вон ступени золоулавлива-
ния, а также как проти-
воизносные золоуловители.
В жалюзийных золоуло-
вителях используется инер-
ционный принцип очистки
газов. Дымовые газы, про-
ходя через жалюзи, совер-
шают S-образное движе-
ние и, освободившись от
золы, попадают в камеру
очищенных газов. Зола,
остающаяся в пределах жа-
люзийной решетки, с не-
большим количеством газов
через отсосную щель пода-
ется в циклон. Движение
отсосных газов через циклон
осуществляется либо за счет
перепада давлений, созда-
ваемого эжектором, уста-
новленным за решеткой
(рис. 2-13), либо за счет
перепада на решетке, если
он достаточен. Если перепад
давлений на решетке недо-
статочен, а установка эжек-
тора по тем или иным при-
чинам затруднительна, от-
сосные газы из циклона
можно направлять в спе-
циальный дымосос или
сбрасывать их в газоход
там, где существует большее разрежение.
В настоящее время наибольшее распространение по-
лучили жалюзийные золоуловители ВТИ, решетки кото-
рых выполняются из уголков 40X40 мм, расположенных
46
с шагом $ = 53 мм. Поэтому ниже будет приведен расчет
ЗУ именно этого типа.
Руководящие указания по расчету и проектированию
жалюзийных золоуловителей ВТИ приведены в (Л. 11J.
Существует шесть конструктивных вариантов жалюзийных зо-
лоуловителей ВТИ (рис. 2-14), основные размеры которых приведе-
ны в табл. 2-6. Конструкции I, III и V могут устанавливаться ib вер-
Рис. 2-14. Варианты конструктивного выполнения жалю-
зийного золоуловителя ВТИ.
47
тикальпом газоходе котла при движении газов сверху вниз, а также
в горизонтальном газоходе. Конструкции 11, IV, VI предназначены
для установки только в вертикальном газоходе при движении газов
сверху и имеют в нижней части решетки щели для вывода из каме-
ры очищенных газов неуловленной пыли. В конструкциях 1 и 11 ре-
шетка не имеет металлической обшивки и ее можно устанавливать
в газоходах, размеры которых больше размеров входной камеры,
или ставить в газоходе сдвоенные или строенные решетки. Осталь-
ные конструкции имеют обшивку, и размеры входной камеры долж-
ны соответствовать размерам газохода. Золоуловители /—IV выпол-
нены с одной отсосной щелью, V—VI — с двумя.
В соответствии с методикой ВТИ расчет жалюзийных
золоуловителей сводится к следующему. Сначала зада-
ются гидравлическим сопротивлением ЖЗУ и опреде-
ляют скорость газа во входной камере. Затем опреде-
ляют геометрические размеры ЖЗУ, рассчитывают от-
сосную систему и коэффициент очистки-
1. Гидравлическое сопротивление
Сопротивление ЖЗУ в зависимости от вида топлива
и способа сжигания рекомендуется принимать в соответ-
ствии со следующими данными:
Слоевое сжигание всех видов энергетических топлив:
а) расположение решеток в горизонтальных газохо-
дах
Д/?р = 200-е-,500 «Ди2;
б) расположение решеток в вертикальных газоходах
Ацр= 100н-500 н!м\
Камерное сжигание:
а) каменные и бурые угли; App = 200 н/м2;
б) фрезерный торф, Арр=250 н/м2’,
в) сланцы, Ацр=100 н/м2.
Приведенные данные для соответствующих случаев
являются оптимальными. Увеличение Ацр ведет к уве-
личению коэффициента очистки, уменьшению габаритов
и стоимости золоуловителя, однако при этом увеличи-
вается износ решетки и расход энергии на тягу.
2. Скорость газов во входной камере
w = j / Wp(2ra + &yx) MjceK (2.20)
У ^-273 '
где 'Q — коэффициент сопротивления решетки, для жа-
люзийных золоуловителей ВТИ может быть
принят равным 5;
р,'—плотность газов при нормальных условиях, кг[м3.
48
3. Сечение входной камеры (размеры ре-
шетки)
= (2-21)
1 W ’
Fe = AB, м\ (2-22)
где А—длина лопастей решетки, м;
В — рабочая ширина входной камеры, м\
Qr — секундный расход газов, мг1сек.
Отношение A/В может быть любым. Задаются вели-
чиной А и определяют величину В и остальные размеры
решетки с помощью табл. 2-6, выбрав предварительно
степень отсоса <р, которая обычно составляет 10 или
20% от общего расхода запыленных газов. Степень от-
соса 20% требует больших габаритов отсосных цикло-
нов, однако снижает их износ и увеличивает степень
очистки, особенно при пылевидном сжигании топлива.
4. Размеры диффузора, устанавливае-
мого за отсосной щелью:
ширина диффузора
61== 0,095/Д^А лг, (2-23)
длина диффузора
м' (2'24>
где b — ширина отсосной щели, м (см. табл. 2-6).
При Д/7р=100и 150 н/м1 диффузор не устанавливается.
5. Сечение подводящего газохода от диф-
фузора до отсосного циклона:
при <р = 107о U д= 0,0048^^ (2-25)
при ср = 20“/0%1ОД= 0,0096 , А, (2-26)
где т — общее число подводящих газоходов, присоеди-
ненных к одной отсосной щели (для решеток
с центральной щелью) или к обеим отсосным
щелям (для решеток с боковыми щелями).
4 Т. В. ВилсискиЛ 49
Размеры жалюзий
<? = ю% I
Вари
Число лопастей I- VI I—IV V-VI I и III II и IV v VI
в решет- ке, п Ширина входной камеры й, мм Рабочая длина решетки L, мм Ширина от- сосной щели Ь, мм Высота решетки И ММ
11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 396 414 432 450 468 486 504 522 540 558 576 594 612 630 648 666 684 702 720 738 756 774 792 810 828 846 864 882 1166 1 219 1 272 1 325 1 378 1 431 1 484 1 537 1 590 1 643 1 696 1 749 1 802 1 855 1 908 1 961 2014 2 067 2 120 2 173 2 226 2 279 2 332 2 385 2 438 2 491 2 544 2 597 20,0 20,5 21,5 22,5 23,5 24,5 25,0 26,0 27,0 28,0 29,0 29,5 30,0 31,5 32,5 33,5 34,0 35,0 36,0 37,0 38,0 38,5 39,5 40,5 41,5 42,5 43,0 44,0 20,0 20,0 20,5 21,0 21,5 22,0 1 171 1 223 1 275 1 328 1 380 1 432 1 485 1 537 1 589 1 641 1 694 1 746 1 798 1 851 1 903 1 955 2 008 2 060 2 112 2 165 2217 2 269 2 321 2 374 2 426 2 478 2 531 2 583 1 266 1 318 1 370 1 423 1 475 1 527 1 580 1 632 1 684 1 736 1 789 1 841 1 893 1 946 1 998 2 050 2 103 2 155 2 207 2 260 2312 2 364 2416 2 469 2 521 2 573 2 626 2 678 2 321 2 374 2 426 2 478 2 531 2 583 2 416 2 469 2 521 2 573 2 626 2 678
50
Таблица 2-6
ных золоуловителей
<? = 20%
анты
I—VI I—IV V-VI I н III 11 и IV V ‘У
Ширина Рабочая Ширина щели
входной камеры длина решетки тсосиой Ь, мм Высота решетки Н, м»
В, мм L, мм
209 583 21 ,0 595 690
228 636 23,0 648 743
247 689 24,5 700 795
266 742 26,5 752 847
285 795 28,5 805 900
304 848 30,5 857 952
323 901 32,5 909 1 004
342 954 34,0 962 1 057
36] 1 007 36,0 1 014 1 109
380 1 060 38,0 1 066 1 161
399 1 113 40,0 20,0 1 118 1 213 1 118 1 213
418 1 166 42,0 21 ,0 1 171 1 266 1 171 1 266
437 1 219 43,5 22,0 1 223 1 318 1 223 1 318
456 1 272 45,5 23,0 1 275 1 370 I 275 1 370
475 1 325 47,5 24,0 1 328 1 423 1 328 1 423
494 1 378 49,5 24,5 1 380 1 475 1 380 1 475
513 1 431 51,5 25,5 1 432 1 527 1 432 1 527
532 1 484 53,0 26,5 1 485 1 580 1 485 1 580
551 1 537 55.0 27,5 1 537 1 632 1 537 1 632
570 1 590 57,0 28,5 1 589 1 684 1 589 1 684
589 1 643 59,0 .29,5 1 641 1 736 1 641 1 736
608 1 696 61,0 30,5 1 694 1 789 1 694 1 789
627 1 749 62,5 31,5 1 746 1 841 1 746 1 841
646 1 802 64,5 32,5 1 798 1 893 1 798 1 893
665 1 855 66,5 33,5 1 851 1 946 1 851 1 946
684 1 908 68,5 34,0 1 903 1 998 1 903 1 998
703 1 961 70,5 35,5 1 955 2 050 1 955 2 050
722 2014 72,0 36,0 2 008 2 103 2 008 2 103
741 2 067 74,0 37,0 2 060 2 155 2 060 2 155
760 2 120 76,0 38,0 2 112 2 207 2 112 2 207
779 2 173 78,0 39,0 2 165 2 260 2 165 2 260
798 2 226 80,0 40,0 2217 2312 2217 2312
817 2 279 81,5 41,0 2 269 2 364 2 269 2 364
836 2 332 83,5 42,0 2 321 2 416 2 321 2416
855 2 385 85,5 43,0 2 374 2 469 2 374 2 469
874 2 438 87,5 43,5 2 426 2 521 2 426 2 521
893 2 491 89,5 44,5 2 478 2 573 2 478 2 573
912 2 544 91,0 45,5 2 531 2 626 2 531 2 626
931 2 497 93,0 46,5 2 583 2 678 2 583 2 678
4*
51
? - 10% |
Вари
Число 1 —VI I —IV I V—VI I и ИГ I И и IV 1 V 1 VI
лопастей
в решет-
ке п Ширина 1 Рабочая
входной длина Ширина от-
камеры, решетки сосной щели Высота решетки И, мм
мм L, мм > мм
50 900 2 650 45,0 22,5 2 635 2 730 2 635 2 730
52 936 2 756 47,0 23,5 2 740 2 835 2 740 2 835
54 972 2 862 48,5 24,5 2 845 2 940 2 845 2 940
56 1 008 2 968 50,5 25,0 2 949 3 044 2 949 3 044
58 1 044 3 074 52,0 26,0 3 054 3 149 3 054 3 149
60 1 080 3 180 54,0 27,0 3 158 3 253 3 158 3 253
62 1 116 3286 56,0 28,0 3263 3358 3 263 3 358
64 1 152 3392 57,5 29,0 3 368 3 463 3368 3 463
66 1 198 3 498 59,5 29,5 3472 3 567 3 472 3 567
68 1 224 3 604 61,0 30,5 3 577 3 672 3 577 3 672
70 1260 3 710 63,0 31,5 3 681 3 776 3 681 3 776
72 1296 .3 816 65,0 32,5 3 786 3 881 3 786 3 881
74 1332 3922 66,5 33,5 3891 3 986 3891 3 986
75 1350 3 975 67,51 3.3,5 3 943 4 038 3 943 4 038
К отсосной щели может подсоединяться или один, или
два газохода и, соответственно, один или два циклона.
Сечение газохода может быть круглым. Между диффу-
зором и подводящим газоходом, а также между подво-
дящим газоходом и входным патрубком циклона жела-
тельны плавные переходы.
6. Отсосный циклон
Диаметр отсосного Циклона может рассчитываться по
методике, приведенной в § 2-1, или по формулам ВТИ:
при -Р = Ю’/о Dlt= 0,7551^V, м, (2-27)
при -р = 20”/01,068-^у, м, (2-28)
где ДЦц—сопротивление циклопа, принимается равным
100-ь250 н/.нД
k — число циклопов, присоединенных только к од-
ной отсосной щели.
52
Продолжение та()л. 2-6
|? 20%
ант ы
I-VI I—IV V-VI I 11III П 11 IV v IV
Ширина Рабочая
входной камеры д.1 и на решетки Ширина отсосной щели ь, мм Высота решетки Н, мм
В, мм L, мм
950 2 650 95,0 47,5 2 635 2 730 2 635 2 730
988 2 756 99,0 49,5 2 740 2 835 2 740 2 835
1 026 2 862 102,5 51,5 2 845 2 940 2 845 2 940
1 064 2 968 106,5 53,0 2 949 3044 2 949 3044
1 102 3 074 110,0 55,0 3 054 3 149 3 054 3 149
1 140 3 180 114,0 57,0 3 158 3 253 3 158 3 253
1 178 3 286 118,0 59,0 3 263 3 358 3 263 3 358
1 216 3 392 121,5 61,0 3 368 3 463 3 368 3 463
1 254 3 498 125,5 62,5 3 472 3 567 3 472 3 567
1 292 3 604 129,0 64,5 3 577 3 672 3 577 3 672
1 330 3 710 133,0 66,5 3 681 3 776 3 681 3 776
1 368 3816 137,0 68,5 3 786 3 881 3 786 3 881
1 406 3 922 140,5 70,5 3 891 3 986 3 891 3 986
1 42.5 3 975 142,5 71,5 3 943 4 038 3 943 4 038
7. Сечение отводящего газохода о т
циклона до основного г а з о хода
/отв 2/по д, М. (2-29)
8. Сечение эжектора:
при <р = Ю®/о
Fa = —-’9f 11______=. , мг, (2-30)
1/ 107,5— 4-5^1 — 0,95
F Дрр Арр
при <р = 2О°/о
Fa = _____--°’8fp М\ (2-31)
I/ 107,5 ~ + 5 — 0,95
Г Дрр г Д/%
где z — z’-^z"— приведенный коэффициент сопротивления
подводящего (г') и отводящего (г") га-
зохода, см. табл. 2-7.
53
Приведенные коэффициенты сопротивления подводящего
Приведенный коэффициент сопротивления подводя-
Отношение длины щего газохода г'
гидравлическому Число колен

0 1 2 3 4 5
0 0 1,2 2,4 3,6 4,8 6,0
5 0,5 1,7 2,9 4,1 <5,3 6,5
10 1,0 2,2 3,4 4,6 5,8 7,0
25 1,5 2,7 3,9 5,1 6,3 7,5
20 2,0 3,2 4,4 5,5 6,8 8,0
25 2,5 3,7 4,9 6,1 7,3 8 ,Ь
30 3,0 4,2 5,4 6,6 7,8 9,0
35 3,5 4,7 5,9 7,1 8,3 9,5
40 4,0 5,2 6,4 7,6 8,8 10,0
45 4,5 5,7 6,9 8,1 9,3 10,5
50 5,0 6,2 7,4 8,6 9,8 11,0
60 6 7,2 8,4 9,6 10,8 12
70 7 8,2 9,4 10,6 11,8 13
80 8 9,2 10,4 11,6 12,8 14
90 9 10,2 11,4 12,6 13,8 15
100 10 11,2 12,4 13,6 14,8 16
120 12 13,2 14,4 15,6 16,8 18
140 14 15,2 16,4 17,6 18,8 20
160 16 17,2 18,4 19,6 20,8 22
180 18 19,2 20,4 21,6 22,8 24
200 20 21,2 22,4 23,6 24,8 26
250 25 26,2 27,4 28,6 29,8 31
300 30 31,2 32,4 33,6 34,8 36
350 35 36,2 37,4 38,6 39,8 41
400 40 41,2 42,4 43,6 44,8 46
450 45 46,2 47,4 48,6 49,8 51
500 50 51,2 52,4 53,6 54,8 56
9. Сопротивление эжектора и диффузора:
при у—10%
%%+0,9(%-iy+
+ 0,275<1 — ^-Yl,
(2-32)
54
Таблица 2-7
и отводящего газоходов жалюзийного золоуловителя
Приведенный коэффициент сопротивления отводящего газохода Z"
Число колеи _
0 I 2 3 4 5
1,000 1,300 1,600 1,900 2,220 2,500
1,175 1,475 1,775 2,075 2,375 2,675
1,350 1,650 1,950 2,250 2,550 2,850
1,525 1,825 2,125 2,425 2,725 3,025
1,700 2,000 2,300 2,600 2,900 3,200
1 875 2,175 2,475 2,775 3,075 3,375
2,050 2,350 2,650 2,950 3,250 3,550
2,225 2 400 2,525 2,700 2,825 3,000 3,125 3,300 3,425 3,600 3,725 3,900
2,575 2,875 3,175 3,475 3,775 4,075
2,750 3,050 3,350 3,650 3,950 4,250
3,10 3,40 3,70 4,00 4,30 4,60
3,45 3,75 4,05 4,35 4,65 4,95
3 80 4,10 4,40 4,70 5,00 5,30
4,15 4,45 4,75 5,05 5,35 5,65
4,50 4,80 5,10 5,40 5,70 6,00
5,20 5,50 5,80 6, 10 6,40 6,70
5,90 6,20 6,50 6,80 7,10 7,40
6,60 6,90 7,20 7,50 7,80 ь, 1 и
7,30 7,60 7,90 8,20 8,50 8,80
8,0 8,30 8,60 8,90 9,20 .9,50
9,75 10,05 10,35 10,65 10,95 11,25
11,50 11,80 12,10 12,40 12,70 13,00
13,25 13,55 13.85 14,15 14,45 14,75
15,00 15,30 15,60 15,90 16,20 16,50
16,75 17,05 17,35 17,65 17,95 18,25
18,50 18,80 19,10 19,40 19,70 20,00
при ip = 20°/o
л №
ДрР 'р
К t
\п ___10 2 11
а/<э.д— 5 (Л')2 I I1
4- 0,275 (1 — у у j, н!м\ (2'33)
ф — Готв , (2-34)
55
где f'0TB — сечение отводящего газохода в месте установки
эжектора j отв --- /отв,
F'— сечение основного газохода в месте установки
эжектора F' = Fa + f'0Ta.
F — сечение основного газохода после диффузора.
10. Полное сопротивление всей уста-
новки
Л/?=Д/7Р -ф- Да . д, • <2'35)
И. Отсосный вентилятор
Если сопротивление эжектора и диффузора получает-
ся большим, приходится устанавливать специальный от-
сосный вентилятор. Производительность вентилятора
должна быть равна:
при<р=10% QB = 0,lQr, M3jceK, (2-36)
при 4> = 2O°/o QB = 0,2Qr, м^сек. (2-37)
Напор вентилятора определяется по формулам:
при <р = 1О°/о
/ Д2 \
Нв = Дрк + 21,5г - ( 0,19+ 0,17 )Дрр, н/м2; (2-38)
при <р = 20%
Яе = ДА( +21,5г — ( 0,19Ц-0,13Да, «М2, (2-39)
где Fр — суммарное сечение входных камер всех реше-
ток, лт2;
F\ — сечение основного газохода в месте подсоеди-
нения отводящего газохода, .и2.
12. Коэффициент очистки дымовых га-
зов в ЖЗ У
Парциальные коэффициенты очистки ЖЗУ с учетом
работы решетки и циклона, полученные опытным путем
при ф= 10% и Арр = 400-ь500 н/м2, приведены в табл. 2-8.
Таблица 2-8
Парциальные коэффициенты очистки жалюзийных
золоуловителей ВТИ
Л', мкм 5 10 15 20 25 30 40 50 60 100
Г(П» % 25 47 63 76 86,5 91,3 94,8 96,5 97,7 100
56
Пользуясь приведенными данными, с помощью фор-
мулы (1-20) или графика, приведенного на рис. 1-3, сле-
дует определить полный коэффициент очистки.
Если расчетные условия отличаются от тех, для ко-
торых составлена табл. 2-8, необходимо произвести пе-
ресчет, используя следующие указания:
а) Увеличение <р с 10% до '20% увеличивает (полный
коэффициент очистки (см. табл. 2-9).
Таблица 2-9
Влияние степени отсоса на коэффициент очистки
для жалюзийных золоуловителей
Степень отсоса, z., % Коэффициенты очистки тр %
10 50 55 60 65 70 75 80 85 90
20 61 65 70 74 77 81 85 89 92
б) Уменьшение А/щ с 400— 500 до 200—250 н/м2 сни-
жает коэффициент очистки на 2—3% при слоевом сжи-
гании и на 3—5% при камерном. Уменьшение A/у до
100 н/м2 снижает коэффициент очистки соответственно
на 3—5% и на 5—10%.
2-5. СОПЛОВЫЕ ЗОЛОУЛОВИТЕЛИ
Сопловые золоуловители могут быть применены для
мощных парогенераторов в качестве первой ступени
в системах золоулавливания.
Сопловой золоуловитель не подвержен забиванию
золой даже такого топлива, как АШ. Это важное пре-
имущество СЗУ перед ЖЗУ и БЦ. Сопловой золоулови-
тель имеет весьма невысокий коэффициент очистки, по-
рядка 55—60%, и служит только для улавливания гру-
бых фракций пыли. После него необходимо устанавли-
вать золоуловитель для тонкой очистки перед их выбро-
сом в атмосферу. Ввиду того, что в крупных частицах
золы, уловленных в СЗУ, содержится большое количе-
ство недожога (особенно в золе АШ), такой золоулови-
тель можно использовать для улавливания и последую-
щего возврата недожога в топку. Коэффициент улавли-
вания горючих в недожоге выше коэффициента очистки
от золы примерно в полтора раза.
57
Рис. 2-15. Сопло золоуловителя СЗУ.
Сопловые золоуловители [Л. 12] разработаны ВТИ и
начинают внедряться на электростанциях. Конструктив-
но сопловые золоуловители (СЗУ) выполнены в виде
каналов, имеющих изгиб в двух плоскостях (рис. 2-15).
Зола под влиянием центробежной силы отбрасывается
Рис. 2-16. Компоновка соплового
золоуловителя.
/ — газоход запыленных газон- 2 — соп-
ловая решетка; 3 — отсосные патрубки-
4 — отсосные трубки; 5 — отсосный
циклон; 6 — золоуловитель второй сту-
пени.
58
к ребру БЕ и у точки Е
отсасывается через отсос-
ные патрубки и отсосные
трубки, после чего с неко-
торым количеством газов
направляется в отсосный
циклон (рис- 2-16).
В поперечном сечении
сопло может представ-
лять собой прямоуголь-
ник или параллелограмм
(Za = 60°). Последнее
способствует лучшей очи-
стке, так как уменьшает
последствия рикошетиро-
вания частиц золы.
В соответствии с методикой ВТИ расчет сопловых
золоуловителей сводится к следующему. Сначала опре-
деляют число сопел и сечение сопловой решетки. Затем
вычисляют гидравлическое сопротивление СЗУ и рас-
считывают отсосную систему. После этого определяют
коэффициент очистки дымовых газов от золы и степень
улавливания горючих.
1. Число сопел и сечение сопловой ре-
шетки
Сечение одного сопла
f = AB-BB-shia, м\ (2-40)
Наиболее употребительны следующие соотношения:
45 = 0,116 м\ 55 = 0,134 м\ а = 60°;
45 = 0,174 м- Б В = 0,201 .и; а = 60°,
При этом 45 = 55 sin а.
Число сопел
п = ^~, (2-41)
fw ’ ' '
где Qr — расход газов, ,м3/сек;
w — оптимальная скорость газов, принимаемая рав-
ной 12—13 м/сек.
Зная размер одною сопла и число сопел, можно
определить размер газохода для размещения сопловой
решетки.
2. Гидравлическое сопротивление
Сопротивление сопловой решетки
= (2-42)
где С — коэффициент сопротивления, принимается равным
2 = 3;
рг — плотность газов, кг/м3-
59
Сопротивление отсосного трубного пучка обычно со-
ставляет около 300 н]м2, а сопротивление отсосного цик-
лона— 600 н/м2,
3. Отсосная система
Степень отсоса ф составляет около 14% от общего
расхода запыленных газов. В .месте отсоса на выходе
из сопла располагается наконечник отсосного патрубка,
имеющий в плане V-образную форму. Площадь отсоса
составляет от 12 до 24% площади выходного сечения.
Отсосный циклон может быть рассчитан в соответствии
с методикой расчета циклонов, приведенной в § 2-1.
4. Коэффициент очистки
Полный коэффициент очистки в СЗУ подсчитывается
с помощью формулы (1-20) или графика, приведенного
на рис. 1-3 на основе парциальных коэффициентов, при-
веденных в табл. 2-10 по данным ВТИ.
Таблица 2-10
Парциальные коэффициенты очистки в сопловом
золоуловителе
X, мкм 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 200
Т)и, % 35 60 75 82 88 90 93 95 96 97 97
5. Степень улавливания горючих
’Пгор^'Пр^-]^,, ОД, (2-43)
1 В X
гДе ГуЛ и Гвх— соответственно содержание горючих
в золе, уловленной в золоуловителе и
входящей в него, %';
т] — общий коэффициент очистки газа от зо-
лы,
2-6. ВСТРОЕННЫЕ ЗОЛОУЛОВИТЕЛИ
Встроенные золоуловители устанавливаются внутри
парогенератора. Чаще всего для этого используют пово-
ротную камеру от горизонтального газохода к нисходя-
щему газоходу и конвективной части или к восходящему
газоходу при многоходовой компоновке парогенератора.
Встроенные золоуловители служат первой ступенью зо-
60
лоулавливания, предотвращая износ золой конвективных
поверхностей нагрева, расположенных по ходу газов за
золоуловителем. Поэтому их устанавливают главным
образом на агрегатах, сжигающих топлива с большой
зольностью и с высокоэрозионными свойствами золы.
Рис. 2-17. Противоизносный жалюзийный золо-
уловитель с наклонной решеткой.
/ — жалюзийная решетка; 2 — отсосный циклон; 3—
тракт спуска золы; 4 — место сброса отсосных газов
после циклона,
Отсюда вытекают и основные требования к противо-
износным золоуловителям: хорошо улавливать крупные
частицы золы, изнашивающие поверхности нагрева и
элементы основного золоуловителя; надежно работать
в зоне высоких температур; иметь малое аэродинами-
ческое сопротивление, чтобы не нарушать тепловой и
аэродинамический режим работы поверхностей пагрева
и не приводить к уменьшению к. п. д. парогенератора.
Встроенные противоизносные золоуловители (Л. 1, 13]
бывают в основном инерционного типа — жалюзийные
с отсосной системой, снабженной обычным или батарей-
61
ным циклоном. Жалюзийные золоуловители, устанавли-
ваемые в поворотной камере, могут быть с наклонной
решеткой (рис. 2-17) или с вертикальными решетками
(рис. 2-18).
Рис. 2-18. Противоизносный жалюзийный золоулови-
тель с вертикальными решетками.
а и б — варианты сброса отсосных газов после циклона;
/ — жалюзийные решетки; 2~ отсосный циклон; 3 — вход
охлаждающего воздуха; 4-- выход охлаждающего воздуха.
62
Золоуловитель с наклонной решеткой имеет горизонтально рас-
положенные жалюзийные лопасти. Его можно устанавливать, если
поворотная камера имеет большую глубину. В противном случае
проектируют многорядную решетку с вертикальными лопастями. Для
того, чтобы золоуловитель выдерживал высокие температуры газов,
его каркас либо охлаждается воздухом, либо изготавливается из жа-
роупорной стали. Рабочие лопасти могут выполняться из чугуна
(рис. 2-19,а), из листовой стали, полыми, с воздушным охлажде-
нием (рис. 2-19,6) или из жароупорной стали (рис. 2-19,в). Охлажде-
ние осуществляется холодным воздухом," подаваемым от дутьевого
вентилятора.
После золоуловителя воздух сбрасывается или на всас дутьево-
го вентилятора, или в короб горячего воздуха. В первом случае
температура перед воздухоподогревателем 'повышается. Во 'втором
Рис. 2-19. Варианты изготовления рабочих лопастей
жалюзийных решеток.
а — литые из чугуна; б — из листовой стали с воздушным
охлаждением; в — из жароупорной стали.

случае часть воздуха (^10%) не проходит через воздухоподогрева-
тель. Это в обоих случаях приводит к повышению температуры ухо-
дящих газов и тем самым сказывается на уменьшении к. п. д. паро-
генератора.
Сконцентрированные на жалюзийной решетке частицы золы
вместе с некоторым количеством газа поступают в отсосный циклон.
Степень отсоса принимается не более ср=10%. После очистки в цик-
лоне отсосные газы сбрасываются за экономайзером (рис. 2-18,а),
или, в случае достаточного перепада давления на решетке, на верх
поворотной камеры (рис. 2-18,6). Последняя схема может осущест-
вляться при лопастях типа рис. 2-19,в из-за повышенного гидравли-
ческого сопротивления последних. Схема рис. 2-18,а приводит к наи-
большему повышению температуры уходящих газов, так как 10%
газов не проходит через экономайзер. Сопротивление решетки с ло-
пастями, изображенными на рис. 2-19,а, нс превышает '100—150 н/.«2,
а с лопастями, изображенными на рис. 2-19,6 и в, доходит до
300 н/м2. Общий коэффициент очистки прогивоизносных ЖЗУ со-
ставляет 25—30%. Но при этом достаточно хорошо улавливаются
грубые фракции, наиболее сильно изнашивающие поверхности на-
грева. При увеличении т) свыше 30% в газах остается только очень
мелкая зола, что может привести к ускоренному загрязнению по-
верхности нагрева, так как утрачивается эффект самоочистки круп-
ными частицами золы. Расстояние h от решеток до конвективной по-
верхности нагрева (рис. 2-18) должно обеспечивать выравнивание
скоростей газа.
63
Наиболее рекомендуемый тип золоуловителя — кон-
струкция Мосэнергопроекта, в котором пеохлаждаемые
лопасти выполнены из полос сечением 40X6 мм из
стали ЭИ-211 с шагом между лопастями 53 мм; неохлаж-
даемый каркас также изготовлен из жаростойкой стали.
Отсосные газы после циклона сбрасываются в верх по-
воротной камеры.
Методика расчета про.
тивоизнооных ЖЗУ не от-
личается от расчета обыч-
ных ЖЗУ. Однако значе-
ния парциальных коэф-
фициентов очистки будут
примерно в 2 раза мень-
ше, чем приведенные в
табл. 2-8.
Кроме жалюзийных
золоуловителей в качест-
ве противоизносного
устройства находит при-
менение инерционный
центробежный золоулови-
тель ВТИ (рис. 2-20).
С помощью наклонной
перегородки газы отбра-
сываются к потолку и с большой скоростью совершают
поворот на ~'180°. Зола движется по цилиндрической
поверхности и ссыпается в бункер, газы входят в верти-
кальный нисходящий газоход.
Полный коэффициент очистки составляет 20—25%
при сопротивлении 250 н/м2.
Испытания инерционного противоизносного золоуло-
вителя, установленного на парогенераторе, сжигающем
сланцы (см. [Л. 14]), показали, что данный золоулови-
тель удовлетворительно улавливает наиболее абразив-
ные крупные частицы золы.
Парциальные коэффициенты очистки газов для
центробежного противоизносного золоуловителя показа-
ны на рис- 2-21. Ход кривой T]n=f(x) зависит от скоро-
сти газов в узком сечении газохода перед поворотом.
При скоростях порядка 10 м/сек коэффициент очистки
весьма мал, и имеет место уменьшение т]п для частиц,
больших 200—250 мкм. При скоростях 12 м/сек и более
64
эго явление не наблюдается, цп растет с увеличением
размеров частиц. Скорости газов, равные 12—14 м/сек,
являются оптимальными. Дальнейшее увеличение ско-
ростей весьма м.ало увеличивает коэффициент очистки,
но вызывает повышенные гидравлические сопротивления
газового тракта.
Рис. 2-21. Парциальные коэффициенты
очистки для центробежного противоиз-
носпого золоуловителя.
Используя рис. 2-21, можно найти парциальные коэф-
фициенты очистки, а при известном фракционном соста-
ве золы — полный коэффициент очистки.
ГЛАВА ТРЕТЬЯ
МОКРЫЕ ЗОЛОУЛОВИТЕЛИ
3-1. ЦЕНТРОБЕЖНЫЕ СКРУББЕРЫ
Центробежные скрубберы применяются для пароге-
нераторов производительностью не более 100 т/ч. Их
можно устанавливать для очистки дымовых газов, полу-
чающихся при сжигании топлив с приведенной сернисто-
стью не более 0,3%'/Мдж/кг, с содержанием свободной
щелочности в золе не более 20%' и с комплексом^-g^
не более 30-103 (см. табл. 1-1). Жесткость воды допу-
скается не более 15 мг-экв/кг. Температура очищенных
газов должна лежать в пределах от 120° С до 200° С.
Применение мокрых золоуловителей при наличии дымо-
сосов с загнутыми назад лопатками может привести
5 Т. В. Виленский 65
к налипанию на них золы. Применение мокрых золоуло-
вителей не рекомендуется, если предполагается исполь-
зовать сухую золу для
Наибольшее
нужд народного хозяйства.
распространение получили центробеж-
ные скрубберы ВТИ (рис.
3-1). Дымовые газы (пода-
ются в скруббер мер ев
тангенциально располо-
женный (входной (патру-
бок. Улавливание золы из
дымовых газов происхо-
дит на водяной пленке,
движущейся по цилиндри-
ческой поверхности скруб-
бера, футерованной кера-
мической плиткой. Водя-
ная пленка создается оро-
сительными соплами, рас-
положенными тангенци-
ально к поверхности
скруббера. Для смыва от-
ложений золы во входном
патрубке предусмотрены
специальные поворотные
сопла. Давление воды, по-
даваемой на орошение,
равно ~20 кн/.w2, на
смыв ~250 лш/.и2.
Рекомендации по рас-
0,275D
Рис. 3-1. Центробежный скруббер
ЦС-ВТИ.
1 — корпус; 2 — входной патрубок;
3 оросительные сопла; 4 — смывные
сопла; 5 — золосмывпой аппарат типа
«ковш-мнгалка».
чету и проектированию
центробежных скрубберов
ВТИ изложены в [Л. 15,
16].
В соответствии с нор-
малями ВТИ расчет цен-
тробежных скрубберов
сводится к следующему.
Сначала намечают число

скрубберов с учетом еди-
ничной производительно-
сти каждого. Затем опре-
деляют условную ско-
рость в цилиндрической
6G
части Скруббера и его гидравлическое сопротивление.
Найдя влагосодержание газов перед скруббером и зная
их начальную температуру, строят процесс испарения
воды в скруббере на /^-диаграмме. Это позволяет найти
температуру воды, покидающей скруббер, и в зависимо-
сти от температуры газов на выходе из скруббера — ко-
нечную влажность газов и точку росы. Расчет заканчи-
вается определением объема и плотности газов за скруб-
бером, количества и кислотности воды, покидающей
скруббер, коэффициента очистки газов от летучей золы
и эффективности ула1вливания окислов серы.
1. Количество и диаметр скрубберов
Количество скрубберов п и наружный диаметр каж-
дого скруббера О„ выбирают, исходя из компоновочных
соображений с учетом максимально допустимой произ-
водительности выбранного типоразмера скруббера (табл.
3-1). При этом следует иметь в виду, что с уменьшением
диаметра скруббера коэффициент очистки газа возраста-
ет. В табл. 3-1 приведены оптимальные расходы воды
на орошение при максимальной производительности
скрубберов различных диаметров.
Производительность единичного скруббера опреде-
ляется из соотношения
7 = ^ м3/сек. (3-1)
2. Условная скорость газов в цилинд-
рической части скруббера
= м1сек> <3’2)
где D = DH— 0,09 м — внутренний диаметр скруббера, м.
Условная скорость не должна превышать 6 м)сек во
избежание уноса брызг из скруббера.
3. Гидравлическое сопротивление
W1
= н/м3, (3-3)
где Z — условный коэффициент сопротивления, отнесенный
к сечению цилиндрической части скруббера (см.
табл. 3-1);
рг — плотность газов, кг{м3.
67
Таблица 3-1
Основные технические показатели центробежных
скрубберов ВТИ
Наружный диаметр скруббера Z)H. * Высота скруббера Н, м Максимальная производитель- ность скруббера ?макс ^!сех Расход воды на орошение скруббера GQr кг/сек Условный коэффициент сопротивления С
0,6 3,83 1,10 0,20 46,5
0,65 4,07 1,35 0,22 44,5
0,70 4,31 1,60 0,25 42,8
0,75 4,55 1,85 0,28 41,4
0,80 4,79 2,15 0,30 40,3
0,85 5,03 2,5 0,33 39,4
0,90 5,27 2,85 0,36 38,6
0,95 5,51 3,2 0,39 37,8
1,00 5,75 3,55 0,42 37,3
1,05 5,99 4,00 0,44 36,9
1,10 6,23 4,40 0,47 36,6
1,15 6,47 4,85 0,50 36,2
1 ,20 6,71 5,30 0,53 35,8
1,25 6,95 5,80 0,55 35,4
1,30 7,16 6,30 0,58 35,2
1,35 7,43 6,85 0,61 34,9
1,40 7,67 7,40 0,65 34,7
1,45 7,91 8,00 0,70 34,4
1,50 8,15 8,60 0,74 34,1
1,55 8,39 9,20 0,78 33,9
1,60 8,63 9,85 0,82 33,8
1,65 8,87 10,50 0,86 33,6
1,70 9,11 11,20 0,90 33,5
4. Влагосодержание
б е р о м
газов перед с к р у б-
о0 т/вх
₽ПаО 1Н,(>
с/ г —- ~------ п
1 — 0,01(ЛР + WV + 9Я1>) + «зу1/«
кг{кг сухих газов,
(3-4)
где 1^0—объем водяных паров при нормальных условиях
на входе в золоуловитель, м3}кг топлива;
Рнго и Р°в — плотность водяных паров и сухого воздуха
при нормальных условиях, кг{м3, р^ о=0,804;
Р° = 1,293;
Ар, Wp, Нр — зольность, влажность и содержание водо-
рода на рабочую массу топлива, %.
68
5. Процесс испарения воды вскруббере
Процесс испарения воды и охлаждения газов в скруб-
бере удобно рассматривать, пользуясь /(/-диаграммой
(рис. 3-2).
/d-диаграмма построена для воздуха при барометрическом дав-
лении 100 кн/м 2. С достаточной степенью точности ею можно поль-
зоваться и при расчетах (применительно к дымовым газам, находя-
щимся .под давлением, близким к .100 кн,/м2. По оси ординат диа-
граммы отложена энтальпия влажного воздуха /, кдж/кг сухого
воздуха.
Для лучшего использования площади диаграммы ось абсцисс
проведена под углом 135° к оси ординат. На ней отложены значения
абсолютной влажности, d кг/кг сухого воздуха. Соответствующие
точки спроектированы на горизонтальную (условную) ось d.
На диаграмме нанесены линии: постоянных значений d, идущие
вертикально; постоянных значений /, идущие под углом 135° к оси
ординат; постоянных температур воздуха (газа) Д и постоянных
относительных влажностей ср, равных отношению (парциального дав-
ления водяного пара в воздухе к парциальному давлению пара, на-
сыщающего воздух при той же температуре. Температура О' иначе
назывется темпертурой «сухого термометра», хотя в действитель-
ности это температура влажного ненасыщенного газа.
Кривая для ср=100% является пограничной. Точки на ней соот-
ветствуют состоянию насыщенного воздуха. Область под кривой
ср =<100% является областью влажного пара (область «тумана»).
Под кривой ср= 100% построена линия парциальных давлений
водяного пара рв.„=/(</). Значения рв.п можно прочитать на травой
крайней ординате диаграммы.
Кроме того, на диаграмму пунктиром нанесены линии постоян-
ных температур так называемого «мокрого термометра» /м, идущие
под небольшим углом к линиям /= const. В случае насыщенности
парами воздуха (ср= 100%), «мокрый термометр» (т. е. термометр, из-
мерительный конец которого увлажнен) покажет ту же температуру,
что и «сухой термометр». Поэтому изотермы на & и tK для одинако-
вых температур на кривой <р=100% пересекаются.
Кривые ср=const имеют резкий перелом при температуре возду-
ха (газа) О'=99,4°С — температуре кипения воды, соответствующей
барометрическому давлению 100 кн/м2. В области выше этой темпе-
ратуры линии ф почти совпадают с линиями d.
Определение относительной влажности. Относительная влаж-
ность ср находится как точка пересечения кривых О' и !/м. Значения
этих температур .могут определяться по показаниям психрометра.
Построение процессов испарения. В идеальном случае (без
потерь тепла в окружающую среду) процессы испарения характе-
ризуются линиями / = const. Это объясняется следующим. Испаре-
ние воды происходит за счет уменьшения энергии влажного воздуха
(газов). Однако, ввиду того, что испарившаяся влага включается
в поток влажного воздуха, происходит лишь перераспределение
энергии между воздухом и испаренной влагой. Так как количество
сухого воздуха в потоке остается неизменным, то энтальпия / влаж-
ного воздуха, отнесенная к 1 кг сухого воздуха, оказывается также
постоянной.
69

Определение температуры испаряющейся воды. Вода, подавае-
мая в скруббер для орошения газов, частично испаряется. Неизмен-
ная в течение всего процесса испарения температура воды зависит
от начальной температуры газов и их влажности. По мере испаре-
ния воды температура газов снижается и в конечном счете, если ве-
сти процесс полного насыщения газов водяными парами, станет рав-
ной температуре воды. В состоянии ненасыщенности имеет место
разность между температурой газов (температурой «сухого термо-
метра») и температурой испарения воды (температурой «мокрого
термометра»). Следовательно, если необходимо определить темпера-
туру испаряющейся влаги, надо искать температуру «мокрого тер-
мометра» при заданных условиях. Эта температура не меняется в те-
чение всего процесса испарения и ее можно найти, проектируя ли-
нию испарения 1=const до пересечения с линией насыщения, где
совпадают значения температур «сухого» и «мокрого» термометров.
Определение парциального давления пара. Чтобы определить
парциальное давление пара во влажном воздухе, состояние которого
характеризуется некоторой точкой на /d-диаграмме, нужно спроек-
тировать эту точку по вертикали на линию парциальных давлений
водяного пара и затем по горизонтали на масштабную линию рв.п.
Построение процессов охлаждения воздуха (газа). В процес-
се охлаждения воздуха влагосодержание его не меняется. Следова-
тельно, для построения процесса охлаждения надо из точки началь-
ного состояния газа провести вертикально вниз прямую d = const до
пересечения с изотермой, соответствующей конечной температуре
газа. В конечном состоянии относительная влажность газа увели-
чится, а энтальпия уменьшится.
Определение температуры конденсации водяных паров. Чтобы
найти температуру конденсации водяных паров при охлаждении га-
зов (точку росы), необходимо из точки, характеризующей состояние
влажного газа, провести вниз линию d=const (процесс охлаждения)
до пересечения с кривой ср=1ОО%. Изотерма, проходящая через эту
точку, определит температуру конденсации.
6. Начальное состояние влажных газов
Зная fl,/=-0’yx и начальную влажность d', можно найти
начальную точку процесса в скруббере по /of-диаграмме
(точка Н на рис. 3-2).
7. Конечная температура воды
Температура воды на выходе из скруббера равна
температуре «мокрого термометра» /м, которую можно
определить, проведя из точки начального состояния пря-
мую/=const до пересчения с линией <р = 100% (точка М
на рис. 3-2).
8. Конечная температура газов после
скруббера
Эта температура определяется по эмпирической фор-
муле

Г-М"\ 5,8
2 ) 10,4сгрг + 2,9 ’
°C,
(3-5)
71
где 0' — температура газов на входе в скруббер, °C;
f — начальная температура орошающей воды. При-
нимается порядка 15 °C;
t" — конечная температура воды, °C;
сг — теплоемкость дымовых газов. Может приниматься
порядка 1 кд ж)кг град',
рг — плотность дымовых газов перед скруббером,
кг/.мЛ
Вычислив б", намечают ее на линии /=const (точ-
ка К). Абсцисса точки К. соответствует конечному влаго-
содержанию газов d".
9. Точка росы газов, покидающих
скруббер
Для дымовых газов малосернистого топлива
(8пр <(О,О5°/о/М^ж/кг) точкой росы можно считать тем-
пературу конденсации водяных паров , которую
можно определить по /d-диаграмме, построив процесс
охлаждения. В точке Р (рис. 3-2) температура газов равна
температуре мокрого термометра, т. е. = =
Разность должна быть не менее 20° С, чтобы
при дальнейшем охлаждении газов, покидающих скруббер,
не началась коррозия металлических стенок газоходов за
скруббером.
В топливе с приведенным содержанием серы
5пР>0,05%/Л1дж/кг существенное влияние на температу-
ру точки росы оказывает серный ангидрид SO3, который
в небольших количествах присутствует в газах наряду
с сернистым ангидридом SO2. Серный ангидрид с пара-
ми воды образует некоторое количество серной кислоты
H2SO4, раствор которой конденсируется при более высо-
кой температуре, чем водяные пары. По данным ВТИ
точка росы при 5пР>0,05%/Л4ддас/кг может быть с доста-
точной
[ точностью определена по формуле
Р ,!О"'СГ 1,051-,9°у«аПР
(3 = 195 для избытков воздуха в конце топки
ат= 1,2-=-1,25
и р = 208 для ат>1,25;
йун — доля золы в уносе;
где
(3-6)
, °C,
72
Лпр и Snp— приведенное содержание золы и серы на ра-
бочую массу, %/Л4дж/«г.
При этой температуре сернокислотная коррозия про-
исходит наиболее интенсивно, а при отклонении от '(р
в ту или иную сторону скорость коррозии быстро падает
(см., например, рис. 3-3).
Однако при дальнейшем
снижении температуры га-
зов начинается конденса-
ция водяных паров на
стенках газоходов и ско-
рость корозии несколько
возрастает, достигая ма-
ксимума при Таким
образом, имеют место два
максимума скорости кор-
розии (рис. 3-3): при tv
(больший пик) и при
(меньший пик).
Необходимо отметить,
Температура металла °C
Рис. 3-3. Зависимость скорости
коррозии от температуры металла
ДЛЯ ДЫМОВЫХ ГаЗОВ ПОДМОСКОВНОГО
угля (заштрихованы коррозионно-
опасные области).
что в мокрых золоулови-
телях происходит частичное улавливание SO3, что может
понизить точку росы и приблизить ее к температуре кон-
денсации водяных паров.
При расчете скрубберов необходимо определить
и 'ip, чтобы оценить возможность коррозии газоходов.
Очевидно, для мокрых золоуловителей максимум серно-
кислотной коррозии может иметь место в газоходах до
золоуловителя. После золоуловителя вследствие улавли-
вания SO3 и охлаждения газов надо принимать меры
против водяной коррозии.
10. Количество влаги, испаренной
в скруббере.
ДОивсп = (d" — d') 11 — 0,01 (Др + Wzp + 9№) +
+ 1,293«Х1^' , кг^сек,
(3-7)
где — средний коэффициент избытка воздуха в золо-
уловителе;
73
Bv — расчетный расход топлива в парогенераторе,
кг/сек;
п-—количество скрубберов.
Можно определить количество испаренной влаги и другим спо-
собом, составляя тепловой баланс скруббера. Тепло газов расходует-
ся на нагрев воды до температуры испарения и перегрев образую-
щихся паров до температуры газов за скруббером.
— Qrpr<?r (!>' — 6") — G'e (t' —- f)
AGHcn= —____________________________, кг/сек, (3-8)
в 2 500+1,97»" —cBf'
где 0' и &"•—соответственно температуры газов на входе в скруб-
бер (В' = йух) и выходе из него, °C. (
G'B — расход воды на орошение каждого скруббера, кг^сек,
св — теплоемкость воды, равная 4,19 кдж{кг.
11. Объем газов на 1 кг топлива за скруб-
бером (при нормальных условиях)
ДОисп-п
VBb,x=l/ax , да.1016у0_]---в----, мэ^кг> (3.9)
^РрЩО
где р® =0,804— плотность водяных паров при нормаль-
ных условиях, кг[мг.
12. Действительный расход газов за скруб-
бером
(3-10)
13. Количество воды, уходящей из скруб-
бера
G"B = G'B —AG“C1I> кг!сек. (З-Н)
14. К о э ф ф и ц п е н т очистки газов от ле-
тучей золы
Фракционные коэффициенты очистки (табл. 3-2) экс-
периментально определены в зависимости от скорости
газов во входном патрубке для скруббера с внутренним
диаметром D=\ я. Скорости газов во входном патрубке
wBX можно определить, зная условную скорость ®д. Если
учесть, что отношение сечений цилиндра и патрубка
в скрубберах ВТИ EU/FBX = 3,9, то
сЛ|1Х:—3,9а’ц, м[сек. (3'12)
74
Таблица 3-2
Фракционные коэффициенты очистки для скруббера
D = 1 м в процентах
Скорости витания частиц, см1сек
входном патруб- ке, м!сек 0-0.5 0,5-2 2-5 5-Ю 10—15 15—20 Больше 20
15 65,5 80,0 88,0 91,0 92,7 94,0 98,0
16 71,3 83,0 89,2 91,5 93,2 94,5 98,0
17 75,7 85,2 90,0 92,0 93,7 95,0 98,5
18 78,8 86,7 91,0 92,7 94,0 95,4 98,5
19 81,4 88,2 91,5 93,2 94,5 95,8 99,0
20 83,3 89,5 92,3 93,7 95,0 96,3 99,0
21 85,0 90,3 92.8 94,3 95,5 96,7 99,5
22 86,2 91,0 93,3 94,8 95,8 97,0 99,5
23 87,4 91,6 93,7 95,3 96,4 97,6 100,0
23,5 87,7 91 ,8 94,0 95,5 96,6 97,8 100,0
Значения фракционных коэффициентов очистки
в табл. 3-2 даны как функции скоростей витания частиц,
т. е. скоростей свободного падения частиц в неподвиж-
ном воздухе. Эти скорости зависят от размера и плотно-
сти частиц. Для того, чтобы представить т)ф в зависимо-
сти от размеров, необходимо произвести пересчет ско-
ростей витания на соответствующие им размеры частиц.
Пересчет производится с помощью номограммы, при-
веденной на рис- 3-4, которая позволяет с учетом плот-
ности пыли (рц) пересчитать пределы скоростей вита-
ния, или, что удобнее, средние скорости витания в этих
пределах, на размеры пылинок. Имея график распреде-
ления процентного содержания частиц по размерам,
можно определить полный коэффициент очистки (для
D~ 1 м) по формуле 1-20 или рис. 1-3.
Полученное значение t|d=i необходимо пересчитать
на ранее выбранный диаметр скруббера D по формуле
T1=100-(100--GB=1)/O, «/о, (3-13)
где D — внутренний диаметр золоуловителя, м.
15. Эффективность улавливания окислов
серы из дымовых газов
Эффективность улавливания сернистого ангидрида
зависит от жесткости орошающей воды, щелочности зо-
лы, а также от растворимости SO2 в чистой воде. Объем-
ная концентрация сернистого ангидрида в дымовых га-
75
Рис. 3-4. Номограмма для определения диаметров частиц по
скоростям их витания.
76
зах, выраженная в процентах, подсчитывается по фор-
муле
г в/
ЬО2 I/O X г/ВХ ’ /V» Xй
Г V г
где SP — содержание органической и колчеданной серы
на рабочую массу топлива, %;
К“— объем газов на входе в золоуловитель при нор-
мальных условиях, м3}кг.
Концентрация сернистого ангидрида в газах, выра-
женная вмг-экв и отнесенная к 1 кг орошающей воды:
Z_n = Р°чо У ~м 104 = 890 , мг-экв!кг, (3-15)
где р°0 = 2,858 кг! Ж — плотность SO2 при нормальных
условиях;
g — удельный расход орошающей воды на 1 и3 га-
зов при нормальных условиях, g=^- кг[м*',
V = 2 — валентность;
М = 64 — молекулярный вес SOa.
Количество поглощенного из дымовых газов серни-
стого ангидрида (Л) можно приближенно определить
с помощью зависимости
П = Р-\- мг-экв/кг, (3-16)
где Р — растворимость SO2 в чистой воде, мг-экв]кг
(табл. 3-3);
Ж— жесткость орошающей воды, мг-экв!кг-,
Щ'—свободная щелочность золы, приведенная
к 1 кг воды, мг-экв/кг;
п — коэффициент выщелачивания; при неимении
других данных может быть принят равным 0,1.
Карбонатная жесткость воды, орошающей скруббер,
зависит от источников водоснабжения и может менять-
ся в течение года. Усредненные данные карбонатной
жесткости воды некоторых источников в мг-экв^кг- река
Волга — 2; Москва—1,5—5,7; Урал — 2,2—5,7; Дон —
2; Северный Донец — 8,37; Нева — 0,56; моря — Черное,
Каспийское и Аральское ~ 67.
77
Таблица 3-3
Растворимость сернистого ангидрида в воде, мг-экв1кг
Содержание SOa в дымовых газах ('so?. % Температура воды, “С
40 50 55 60
0,05 2,13 1,87 1 ,50 1,25 1 ,00
ОДО 4,19 3,59 2,94 2,45 2,00
0,15 6,13 5,25 4,37 3,6.5 3,00
0,20 8,12 6,81 5,75 4,85 4,00
0,25 9,81 8,31 7,06 6,00 5,00
0,30 11 ,4 9,6!) 8,31 7,15 5,00
0,35 13,0 11,1 5,53 8.20 6,94
0,40 14,6 12,4 10,7 9,30 7,91
0,45 16,1 13,8 11,9 10,3 8,78
0,50 17,6 15,1 13,0 11,3 9,69
Величина Щ' может быть определена по формуле
Щ’ = Щ~, мг-экв/кг, (3-17)
»г s
где Щ — свободная щелочность на 1 кг золы, мг-экв^кг
(см. табл. 1-1);
Др — содержание золы на рабочую массу топли-
ва, %;
g — удельный расход орошающей воды на 1 >и3
газов при нормальных условиях, кг'м3.
Коэффициент очистки газа от сернистого ангидрида
может быть представлен как отношение поглощенного
SO? к количеству SO2, находившемуся в дымовых газах
(3-18)
’ Zsos
Серный ангидрид SO3 поглощается водой в боль-
ших количествах, чем SO2. Практически можно считать,
чт0 ^о,~40®/о-
16. Кислотность отработавшей воды
Ввиду относительно малого содержания в воде солей
жесткости и малого поглощения щелочей золы, бикар-
бонаты и щелочи, содержащиеся в воде, нейтрализуются
п покидающая скруббер вода имеет кислую реакцию
78
за счет растворения SO2 и SO3 в нейтрализованной воде.
Поскольку содержание SO3 в газах обычно невелико,
кислотность отработавшей воды, выраженная в мг-экв^кг,
может быть принята равной растворимости SO2 согласно
табл. 3-3, т. е. К, — Р. Кислотность воды приводит к кор-
розии оборудования гидрозолоудаления, поэтому воду
желательно нейтрализовать. Применять для нейтрализа-
ции какие-либо щелочные реагенты экономически неце-
лесообразно, нейтрализация должна осуществляться
путем смешения отработавшей воды в каналах золоуда-
ления с водой, транспортирующей шлак, и с водой по-
будительных сопел. Нейтрализация происходит за счет
солей жесткости свежей воды и за счет щелочей шлака
и золы.
Количество воды, необходимое для нейтрализации,
может быть определено по формуле
G“ = ^#777>G"b- «г/сек, (3-19)
D /К+пщ' '
где К — кислотность отработавшей воды, мг-экв/кг;
Ж— жесткость свежей воды, мг-экв^кг; принимается
равной жесткости рабочей воды в скруббере;
G"B— расход отработавшей воды, кг/сек-,
Щ' — свободная щелочность золы, (приведенная к
1 кг воды), участвующая в нейтрализации кис-
лой отработавшей воды;
п— коэффициент выщелачивания; при неимении
других данных может быть принят равным 0,1.
3-2. МОКРЫЕ ПРУТКОВЫЕ ЗОЛОУЛОВИТЕЛИ
Мокрые прутковые золоуловители (МП-ВТИ) явля-
ются эффективными устройствами для улавливания ле-
тучей золы и применяются, главным образом, на круп-
ных электростанциях (рис. 3-5).
Основное конструктивное отличие МП-ВТИ отЦС-ВТИ
состоит в том, что во входном патрубке первого распо-
ложена прутковая решетка, орошаемая водой, где и осу-
ществляется первая ступень золоулавливания. На решет-
ке улавливается большая часть золы. Газы с неулов-
ленной золой поступают тангенциально через улитку
79
в вертикальный цилиндр, также орошаемый водой, где
осуществляется вторая ступень улавливания , золы.
В цилиндрической части газы освобождаются также от
водяных капель и брызг.
Рис. 3-5. Мокрый прутковый золоуловитель
МП-ВТИ.
I — корпус; 2 — входной патрубок; 3 — оросительные
сопла; 4 — смывные сопла; 5 — гидрозатвор; 6 — прут-
ковая решетка; 7 — оросительные форсунки прутко-
вой решетки.
80
К настоящему времени разработаны нормали на мок-
рые прутковые золоуловители, имеющие внутренние
диаметры цилиндрических частей: 2 300, 2 500, 2 750,
3 000, 3 300, 4 000, 4 500, 5 500 мм правого и левого вра-
щения [Л. 10].
Прутковая решетка для типовой конструкции МП
состоит из трех двухрядных пучков, расположенных
в шахматном порядке с расстояниями между пучками
по ходу газов 120 мм (по осям труб). Прутки изго-
товляются из стальных труб с деревянными заглуш-
ками.
На металлические трубы надеваются резиновые труб-
ки. Внешний диаметр прутков с надетыми резиновыми
трубками 12 мм. Поперечный шаг прутков 31 мм. Рас-
стояние между первыми и вторыми рядами двухрядных
пучков по осям труб 18 мм. Прутки расположены гори-
зонтально (с небольшим уклоном ~0,5% к наружной
стенке подводящего патрубка). Типовыми проектами мок-
рых золоуловителей типа МП-ВТИ в последнее время
предусматривается прутковая решетка, выполненная из
песочно-бакелитовой массы, нанесенной на металличе-
ский каркас.
Прутковая решетка непрерывно орошается водой из
форсунок. Отложения золы во входном патрубке уда-
ляются с помощью смывных сопел периодической про-
мывки, установленных на четырех горизонтальных и
двух вертикальных вращаемых коллекторах. Периоди-
ческая промывка осуществляется через различные про-
межутки времени в зависимости от свойств золы. Если
зола содержит в своем составе вещества, способные
к схватыванию (например, свободную окись кальция
СаО), то промывка производится чаще, при отсутствии
вяжущих свойств — реже. В среднем промывка осущест-
вляется один раз в смену в течение пяти минут.
Водяная пленка в цилиндрическом корпусе МП соз-
дается соплами, расположенными в верхней части кор-
пуса. Струи воды, вытекающие из сопел, направлены
касательно к поверхности в сторону вращения газов.
Давление воды для орошающих сопел ~20 кн/м2, для
для смывных •—250 кн1м2.
Расчет мокрых прутковых золоуловителей во многом
схож с расчетом центробежных скрубберов ВТИ. По-
этому ниже приведены, главным образом, те элементы
6 Т. В. Виленский 81
расиста МП-ВТИ, которые отличны от элементов расче-
та ЦС-ВТИ.
1. Количество и диаметр з о л о у л ов и т е-
л е й.
Количество золоуловителей можно определить, исхо-
дя из рекомендуемой условной скорости газов в цилинд-
рической части шц=4—5 м/сек, задаваясь диаметром
золоуловителя
п=^, (3-20)
где Qr — действительный расход газов, подлежащих
очистке, м3/сек;
D—внутренний диаметр аппарата, м.
2. Расход воды на орошение золоуло-
вителя
Расход воды на орошение МП-ВТИ складывается
из расхода воды на орошение прутковой решетки и на
орошение цилиндрической поверхности.
Оптимальный расход воды на орошение 1 м'2 решетки
лежит в пределах от 0,6 до 0,7 кг/м^-сек (последняя
цифра — для многозольных топлив). Рекомендуемый
удельный расход воды на орошение 1 м окружности ци-
линдра равен 0,14 кг/м-сек.
Эти данные можно представить в виде удельных расходов на
очистку 1 л3 газов с использованием формулы (3-20). При средней
скорости газов в цилиндрической части шц=4,5 м/сек удельный рас-
ход воды равен
0 12
g = йреш +£цИП = (0,0484- 0,056) + -^-» кг/м3, (3-21)
где gyeni — удельный расход воды на орошение решеток, для мало-
зольных топлив 0,048, для многозольных 0,056, кг/м3;
Длил—удельный расход воды на орошение цилиндрической
поверхности, зависит от внутреннего диаметра, кг/м3.
3. Гидравлическое сопротивление
= (3-22)
где рг — плотность дымовых газов перед золоуловителем,
кг/м3;
82
£ — коэффициент сопротивлений, приведенный к ско-
рости во входном патрубке. Для типовых МП-ВТИ
равен примерно 10,
wBX = w„ аУц-2,8 м!сек. (3-23)
4. Процесс испарения воды в мокром
прутковом золоуловителе
Процесс испарения с нахождением конечной темпе-
ратуры газов и воды, конечного влагосодержания, объ-
ема газов за аппаратом, точки росы и т. д. рассчиты-
вается по методике, изложенной выше для центробеж-
ных скрубберов (см. § 3-1). Для МП-ВТИ конечная тем-
пература газов
= Д (&' + /"), °C, (3-24)
где Д = 0,45 при улавливании золы углей и сланцев,
А — 0,5 при улавливании золы торфа;
&'=&ух — температура газов перед золоуловителем, °C;
= — температура воды после золоуловителя, °C.
5. Коэффициент очистки газов от ле-
тучей золы и сернистого ангидрида
В золоуловителе МП-ВТИ очистка газов от золы про-
исходит как на орошаемой водой прутковой решетке,
так и в цилиндрической части. Для оценки улавливания
летучей золы на решетке значения парциальных коэф-
фициентов очистки могут быть взяты из табл. 3-4,
Таблица 3-4
Парциальные коэффициенты очистки для золоулавливающей
прутковой решетки
Размеры частиц, мкм 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
Парциальные коэффициенты очистки, % 81 89 93 95 96 96,5 97 97,5 98 98,5
Зная дисперсный состав золы с помощью формулы
1-20 или графика 1-3 можно определить полный коэффи-
циент очистки па решетке црСш-
fi* 83
Коэффициент очистки газов в цилиндрической части
мокрого пруткового золоуловителя т]Цил можно рассчи-
тать, используя методику расчета коэффициента очист-
ки для центробежных скрубберов (см. § 3-1). В этом слу-
чае необходимо определить дисперсный состав золы по-
сле прутковой решетки на входе в цилиндрическую часть
(формулы 1-23 или 1-24).
Общий коэффициент очистки газов от летучей золы
в мокром золоуловителе
-ф-'^цпл ^1 — (3-2о)
Коэффициент очистки газов от сернистого ангидрида
7]s02 может быть рассчитан по методике, приведенной для
центробежных скрубберов.
3-3. ПЕННЫЕ АППАРАТЫ
Ленинградским технологическим институтом им. Лен-
совета (ЛТИ) разработаны пенные аппараты (Л. 17],
которые находят применение для химической и некото-
рых других отраслей промышленности в качестве аппа-
ратов, характеризующихся весьма интенсивным тепло- и
массообменом и хорошим улавливанием пылей.
Пенные аппараты не получили широкого распростра-
нения в качестве золоуловителей для очистки дымовых
газов электростанций вследствие того, что температура
уходящих из них газов очень близка к температуре точ-
ки росы. Это обусловливает конденсацию водяных па-
ров и образование кислого конденсата в газовом тракте
после пенного золоуловителя. Однако пенные аппараты
находят применение для очистки воздуха производст-
венных помещений электростанций и, в частности,
в аспирационных системах, которые иногда устанавли-
ваются на трактах топливоподачи, пылеприготовления и
золоудаления электростанций. Поэтому ниже приводятся
основные данные по их расчету.
Пенный аппарат может быть однополочным или
многополочным. Он представляет собой резервуар пря-
моугольного или круглого сечения, рабочей частью ко-
торого является одна или несколько горизонтальных
решеток (полок).
84
Газы поступают йод реШе7ку, на которую йоДаегся
вода, и со скоростями порядка 6—13 м^сек, проходят
через отверстия решетки, образуя на последней подвиж-
ный слой пены, в котором особенно хорошо улавлива-
ются мелкие фракции пыли. Очищенные газы, пройдя
брызгоотделитель того или иного типа, уходят из ап-
парата. Существует два типа аппаратов, отличающихся
пульпы пульпь
(F)
Рис. 3-6. Пенный аппарат.
а — ПГС-ЛТИ; б — ПГП-ЛТИ.
по способу отвода воды с решетки. В аппаратах первого
типа (рис. 3-6,а) часть воды вытекает через отверстия
решетки, увлекая основную массу — около 70%' улов-
ленной пыли. Остальная часть воды переливается через
порог, унося до 30%' уловленной пыли, и отводится из
аппарата по специальному сливному устройству. Такой
аппарат со сливным устройством обозначается ПГС-ЛТИ.
В аппаратах второго типа (рис. 3-6,6) отсутствуют
порог и сливная система. Вся вода с уловленной пылью
вытекает через отверстия решетки и отводится снизу
аппарата. Такие аппараты с полным провалом воды че-
рез отверстия обозначаются ПГП-ЛТИ. Аппараты ПГС и
ПГП, как это видно из рис. 3-6, отличаются также спо-
85
собом подачи воды па решетки. Аппараты ПГП требуют
большего расхода воды, оптимальный режим их работы
сильнее зависит от колебаний расходов газа и воды,
чем у аппаратов ПГС. Однако гидравлическое сопро-
тивление решетки у них меньше и они конструктивно
проще благодаря отсутствию порога и сливного устрой-
ства. Коэффициенты очистки аппаратов обоих типов
практически одинаковы.
Аппараты ПГС обычно изготовляются прямоуголь-
ного сечения, ПГП—круглого.
При запыленности газа до 15—20 ЛлГ рекомендуются
однополочные аппараты, при большей запыленности —
до 300 г/м3 — двухполочиые.
В соответствии с методикой ЛТП расчет пенных ап-
паратов производится следующим образом.
По допустимым скоростям газа в полном сечении ап-
парата подбирают число аппаратов, затем определяют
коэффициент очистки газа, необходимые геометрические
размеры аппаратов и гидравлическое сопротивление.
1. Площадь полного сечения аппарата
Скорость газов в полном сечении аппарата должна
иметь такую величину, чтобы на решетке обеспечить хо-
рошее ценообразование при минимальном брызгоуносе.
Задаваясь скоростью в оптимальных пределах от 1
до 3 м!сек, можно найти площадь полного сечения ап-
парата.
F = (3-26)
wrii ’ ’
где Qr — расход дымовых газов, м^сек-,
п— число аппаратов, которое должно быть таким,
чтобы единичная производительность аппарата
не была больше 17 м3^с,ек,.
В аппаратах большей производительности трудно
обеспечить равномерное распределение газа и жидкости
по сечению.
В табл. 3-5 и 3-6 приведены основные данные для вы-
бора однополочпых пенных аппаратов типа ПГС-ЛТИ
и ПГП-ЛТИ. Здесь же приведены производительности
аппаратов и соответствующие им скорости газов.
В аппаратах прямоугольного сечения длина решетки
1\ по потоку воды не должна превышать 1,5 м. В круп-
ных аппаратах желоб для подачи воды можно устанав-
86
Таблица 3-5
Основные данные для выбора однополочных пенных
газоочистителей ЛТИ
(с отводом воды с решетки через сливное устройство)
Обозначе- ние аппа- рата ПГС-ЛТИ Произво- дитель- ность, м*/сек Рас- ход воды, кг}м* газа Скорость газа в аппарате, м^сек Гидравли- ческое сопротив- ление полки аппарата, Н/Л? Вы- сота слоя пены, мм Плогцадь сечения решетки, At* Вес аппа- рата, кг
0,58 1,4 310 73
3 0,83 0,2 2,0 360 90 0,42 639
1,08 2,6 440 105
1,07 1 ,4 310 73
5,5 1,52 0,21 2,0 360 90 0,77 845
1,97 2,6 440 105
1,94 1 ,4 310 75
10 2,77 0,23 2,0 360 90 1,40 1 150
3,6 2,6 440 105
3,33 1,5 320 80
16 4,45 0,25 2,0 360 90 2,24 1 495
5,55 2,5 430 100
5,13 1,6 360 82
23 6,4 0,25 2,0 410 90 3,22 2 710
7,76 2,5 490 100
0,76 1,6 360 82
30 8,3 0,28 2,0 410 90 4,20 3 227
10,2 2,5 490 100
9,15 1,65 370 83
40 11,1 0,3 2,0 410 90 5,60 4 133
13,3 2,4 470 100
11.8 1,7 380 85
50 13,9 0,3 2,0 410 90 7,00 4 807
16,6 2,4 470 100
87
Таблица 3-6
Основные данные для выбора однополочных пенных
газоочистителей ЛТИ
(с полным протеканием воды через отверстия решетки)
Обозначе- ние аппарата ПГП-ЛТИ Произво- дитель- ность, мР/сек Рас- ход воды, кг/м* газа Скорость газа в аппарате, м/сек Гидравли- ческое сопротив- ление полки аппарата, и/ла Вы- сота слоя пены, мм Площадь сечения решетки, Вес аппа- рата, кг
0,66 1,6 300 70
3 0,83 0,8 2,0 340 90 0,42 494
1.0 2,4 400 120
1,0 1,6 300 70
4,5 1,25 0,8 2,0 340 90 0,63 631
1,5 2,4 400 120
1,47 1,65 310 75
6,5 1,8 0,82 2,0 340 90 0,91 810
2,17 2,4 400 120
2,12 1,7 310 75
9 2,5 0,82 2,0 340 90 1,26 1 025
2,92 2,35 390 115
2,83 1,7 310 75
12 3,34 0,85 2,0 340 90 1,68 1265
3,9 2,3 380 110
3,8 1,7 310 75
16 4,45 0,85 2,0 340 90 2,24 1 583
5,1 2,3 380 ПО
5,0 1,7 310 75
21 5,84 0,87 2,0 340 90 2,94 2 183
6,7 2,3 380 ПО
6,6 1,7 310 75
28 7,8 0,87 2,0 340 90 3,92 2 626
8,0 2,3 380 ПО
8,35 1,7 310 75
35 9,7 0,9 2,0 340 90 4,90 3 167
11,0 2,3 380 ПО
10,6 1,7 310 75
45 12,5 0,9 2,0 340 90 6,30 3 879
14,4 2,3 380 НО
88
ливать в середине решетки, тогда максимальная длина
решетки может достигать 3 м. Ширина решетки
1г = ^,м. (3-27)
2. Коэффициент очистки
Процесс очистки газов от летучей золы (или пыли)
является многоступенчатым.
Предварительная очистка происходит в нижней части
объема аппарата, под решеткой, за счет смачивания
твердых частиц водой, вытекающей через отверстия ре-
шетки.
Далее часть золы улавливается на нижней плоскости
смоченной водой решетки. Конечная ступень золоулав-
ливания (основная)—улавливание частиц в слое пены.
Как показали теоретические и экспериментальные ис-
следования, коэффициент очистки зависит от высоты
слоя пены, скорости газов и физических свойств пыли.
Парциальные коэффициенты очистки можно рассчи-
тать по формулам, выражающим зависимость их от
критерия Стокса (Stk). Для смачиваемой пыли (зола
без недожога)
= 89Stk°.%, % (3-28)
Для плохо смачиваемой пыли (угольная пыль и зола
с большой степенью недожога) формула (3-28) примени-
ма при Stk> 1. Если Stk<l, то
rlri = 89 Stk°-235, »/о. (3-29)
Критерий Стокса характеризует влияние физических
свойств пыли и газа и выражается следующим образом:
= (3-30)
ргМо '
где ра и рг — плотность пыли и газа, кг] я2’,
wr — скорость газов в полном сечении аппарата,
м}сек-,
8 — размер (диаметр) частиц золы, я',
vr — кинематическая вязкость газов, при 100° С
может быть принята равной 21,5-10~® и2)сек,
при 200°С —32,8-10~*^7сеА:’
t/0 — диаметр отверстий в решетке, я. Прини-
мается в пределах (4-j-6)-10-s я.
89
I
I
При расчетах парциальных коэффициентов очистки
по эмпирическим формулам (3-28) и (3-29) для грубо-
дисперсных пылей может быть получеФ результат, боль-
ший 1'00%. В этом случае надо принимать т|п='Ю0%
Полный коэффициент очистки определяется согласно
методике, изложенной в § 1-4.
Количество уловленной золы или пыли
СУЛ-СВХ ^кфек, (3-31)
где GBX —количество золы или пыли на входе в аппарат,
кг[сек.
3. Расход воды
В табл. 3-5 и 3-6 даны удельные расходы воды на
очистку газов.
При температуре газов, значительно превышающей
100° С, необходимо учитывать испарение части рабочей
воды. Это можно сделать с помощью построения про-
цесса в /d-диаграмме (см. расчет центробежного скруб-
бера ВТИ). При этом температура газов на выходе из
пенного аппарата с достаточной точностью может быть
определена по формуле
&" = 0,4&', °C, (3-32)
где &'—температура газов перед аппаратом, °C.
По формуле (3-7) определяют количество испаренной
влаги.
4. Эффективность улавливания окис-
ло в с е р ы из дымовых газов
Если рабочей жидкостью в пенном аппарате является
вода, то степень очистки газов от окислов серы может
быть приближенно рассчитана согласно методике, при-
веденной для центробежных скрубберов.
5. Расчет решетки
Решетки характеризуются диаметром отверстий do и
шагами между их центрами Si и S2. Расположение от-
верстий обычно принимается шахматным с соотноше-
ниями Si/S2= 1 (рядовая разметка) или Si/S2=1,73
(ромбическая разметка). Здесь Si — шаг по потоку во-
ды,. S2 — шаг поперек потока воды. Диаметр отверстий
d0 обычно лежит в пределах от 4 до 6 мм. Иногда отвер-
90
стия делаются щелевыми. Оптимальная скорость газов
в отверстиях w0 лежит в пределах от 6 до 13 м/сек, что
обеспечивает необходимую утечку пульпы через отвер-
стия при отсутствии прорыва газов и брызгоуноса.
Живое сечение для прохода газов
f = F^, (3-33)
' wa
где F— сечение аппарата, .и2;
ауг — скорость газов в сечении аппарата, м/сек.
Общее количество отверстий
(3-34)
Шаги отверстий Si и S2 при заданных размерах решетки
и числе отверстий для прямоугольных аппаратов можно
определить из соотношений
l1 = (S1— l)m1~(-2bI, м; (3-35)
lt — (S2— 1)/п2 + 2^2, м, (3-36)
где li и 12— соответственно длина решетки по ходу во-
ды и ширина ее, .м;
и т2—соответственно число отверстий по длине
и ширине решетки; задаваясь одним из
них, можно определить другое;
Ь[ и Ь2— расстояния от оси последних в ряду от-
верстий до краев решетки по длине и ши-
рине, м.
Толщина решетки принимается порядка 5 мм. При
ромбической разметке шаг S! можно определить по фор-
муле
|/о,91у, м. (3-37)
6. Высота пенного аппарата
Высота пенного аппарата складывается из высот
отдельных его составляющих: надрешеточной части hi,
подрёшеточной части h2 и бункера й3.
91
Величина h-i определяется из условий необходимости
осаждения брызг. Практически /h = 500—800 мм. Обычно
на выходе из аппарата ставится брызгоуловитель, вы-
сота которого зависит от его конструкции.
Высота подрешеточной части складывается из высо-
ты входного отверстия и расстояния (не менее 200 мм),
необходимого для равномерного распределения газа.
Скорость газов во входном отверстии принимается
не более 6 м]сек.
Высота бункера определяется углом наклона стенок,
который необходим для хорошего смыва осевшей пыли.
Обычно этот угол близок к 45°.
7. Гидравлическое сопротивление
Гидравлическое сопротивление аппарата равно сумме
сопротивления решетки Д/?р, состоящего из сопротивле-
ния сухой решетки b.Pz и пенного слоя Ду", сопротивле-
ния входа Д/?вх и выхода Дувых газов, а также сопро-
тивления брызгоуловителя.
Гидравлическое сопротивление сухой решетки опреде-
ляется по формуле
2
д/^^, н/м\ (3-38)
2 1
где Z — коэффициент гидравлического сопротивления.
Принимается по табл. 3-7;
рг — ПЛОТНОСТЬ гаЗОВ, KZ/m3’,
w0 — скорость газов в отверстиях решетки, м/сек.
Таблица 3-7
Коэффициенты гидравлического сопротивления для
сухих решеток пенных золоуловителей (по данным ЛТИ)
Толщина решетки, мм 1 3 5 7,5 10 15 20
1,82 1,6 1,45 1,67 1,9 2,18 2,47
Гидравлическое сопротивление пенного слоя зави-
сит главным образом от высоты исходного слоя воды.
Гидравлические сопротивления решетки с учетом слоя
пены приведены в табл. 3-5 и 3-6. Сопротивление входа
и выхода Дрвх4-АрВых~'1ОО н/м2.
92
8. Расчет многополочных пенных аппа-
ратов
Для большей интенсификации процессов применяются многопо-
лочные аппараты, представляющие собой колонку с несколькими ре-
шетками. Газ идет снизу последовательно через все решетки,
жидкость протекает через отверстия и пороги сверху вниз. Такие ап-
параты, главным образом, применяются как абсорберы, и могут
быть попользованы, например, для очистки дымовых газов от окис-
лов серы.
Необходимое 'количество полок можно определить при условии
равноценной их работы, т. е. равенстве коэффициентов очистки всех
полок, с помощью следующей формулы:
где T]i и г) — соответственно коэффициенты очистки каждой полки и
всего аппарата.
При известном числе полок общий коэффициент очистки можно
вычислить по формуле
7)= l-G-Tj,)*- (3-40)
Однако практически происходит последовательное уменьшение т]
для каждой полки вследствие изменения фракционного состава пы-
ли. Поэтому обычно производится последовательный расчет полок.
Для расчета абсорбера сероочистительной установки коэффи-
циент сероочистки для каждой полки определяется по формуле
_________2Хаб
^SO2 2цУг4_Хаб*
где Хаб — коэффициент абсорбции, мг/м2-сск = м/сек,
Хаб- O,2ta.'r//0.33, м/сек,
здесь адг — скорость газов в аппарате, м/сек',
Н — высота слоя пены, мм.
(3-41)
(3-42)
ГЛАВА ЧЕТВЕРТАЯ
ЭЛЕКТРОФИЛЬТРЫ
4-1. КОНСТРУКЦИИ ЭЛЕКТРОФИЛЬТРОВ
Электрофильтры могут применяться для очистки ды-
мовых газов всех твердых топлив. Их наиболее целесо-
образно устанавливать для парогенераторов большой
пароироизводительности.
93
б)
Рис. 4-1. Горизонтальный пластинчатый
двухпольный электрофильтр ДГП.
а — общий вид; б —элементы электрофиль-
тра; 1 — двойная газораспределительная ре-
шетка; 2 — коронирующие электроды; 3— оса-
дительные электроды; 4 — встряхивание коро-
нирующих электродов; 5 — встряхивание оса-
дительных электродов.
94
Чаще всего применяются электрофильтры следующих
типов: горизонтальные пластинчатые ДГП (рис. 4-1),
вертикальные пластинчатые ДВП (рис. 4-2) и комбини-
рованные ДВП—БЦ (рис. 4-3), первая ступень которых
Рис. 4-2. Вертикальный пластинчатый электрофильтр ДВП,
состоящий из двух секций.
a — общий вид; б — элементы электрофильтра; 1 — коронирующие
электроды; 2 — осадительные электроды; 3 — встряхивание коронп-
рующих электродов; 4 — встряхивание осадительных электродов.
является батарейным циклоном, а вторая — вертикаль-
ным электрофильтром.
Сравнительно недавно начал выпускаться комбини-
рованный золоуловитель ДВП—ЦН, первая ступень ко-
торого— блок циклонов НИИОГАЗ, вторая — электро-
фильтр. Он применяется для улавливания золы АШ.
95
Выпускавшиеся ранее трубчатые электрофильтры ДВ
и ДВМ из-за конструктивных и эксплуатационных недо-
статков (необходимость выключения камер во время пе-
Рис. 4-3. Комбинированный золоуло-
витель ДВП-БЦ, состоящий из двух
секций.
Обозначения см. рнс. 4-2.
риодического встряхи-
вания с интервалом в
1—2 ч, что приводило
к увеличению скоро-
стей газов в работаю-
щих камерах и увели-
чению уноса осевшей
пыли вследствие ви-
брации в них) посте-
пенно заменяются
пластинчатыми.
Как горизонталь-
ные, так и вертикаль-
ные электрофильтры,
могут иметь несколько
параллельно включен-
ных секций, отделен-
ных друг от друга пе-
регородками. Для каж-
дой секции предусма-
тривается самостоя-
тельный вход и выход
газа.
Горизонтальны е
электрофильтры по пу-
ти движения газов име-
ют последовательно
два или три поля
(ДГП-2 и ДГП-3).
Для установки на от-
крытом воздухе при-
меняют так называе-
мые наружные элек-
трофильтры ДГПН.
Пластинчатые элек-
трофильтры ДГП и
ДГПН имеют осади-
тельные электроды,
выполненные в виде
пластин коробчатого
96
сечения со щелевыми карманами, через которые при
встряхивании с интервалом 3 мин проваливается осев-
шая пыль и отводится в бункер.
Для крупных парогенераторов внедряются горизон-
тальные электрофильтры с желобчатыми электродами
ПГЗ и ПГД (рис. 4-4), имеющие три или четыре поля и
устанавливаемые на открытом воздухе. Желобчатая
форма электродов способствует лучшему улавливанию
и отводу золы в золовой бункер.
В качестве коронирующих электродов применяются
провода ромбического (штыкового) сечения с диамет-
ром описанной окружности 4 мм.
При проектировании электрофильтров особое внимание обращает-
ся на обеспечение равномерной скорости газов в сечении этих аппа-
ратов. Неравномерное распределение скоростей, обратные токи, вих-
ри, местное увеличение скорости—- все это, не говоря уже об уве-
личении гидравлического сопротивления, резко снижает коэффициент
очистки.
Распределение скоростей характеризуется коэффициентом поля
скоростей Мк, который равен отношению количества движения, под-
считанного по истинным скоростям ц,- в элементарных площадках
сечения ЛЕ (число элементарных площадок л), к количеству движе-
ния, подсчитанному по средней скорости оср во всем сечении аппара-
та Е
(4-1)
В горизонтальных золоуловителях подвод газов без выравниваю-
щих решеток и направляющих аппаратов вызывает неравномерность
порядка Л1к = 5. Равномерность распределения газов может быть до-
стигнута путем применения системы двух плоских решеток на входе
в рабочую камеру (Л1к = 1,5) или двух рядов направляющих лопа-
ток (Л1К= 1,1). С этой точки зрения наличие в комбинированном зо-
лоуловителе прямоточных батарейных циклонных элементов оказы-
вает положительное влияние на равномерность скоростного поля.
При Л1к = 5 коэффициент очистки т| снижается на 50%, при Мп=2—
на 15% по сравнению с т] при равномерном (подводе (Л1К =11).
Электрофильтры типа ДВП применяются при ограни-
ченной площади котельного помещения. Они имеют
коэффициент очистки порядка 90%. Электрофильтры
ДГП обладают более высоким коэффициентом очистки.
По каталогу института Гипрогазоочистка у электрофиль-
тров ДГП-2 г] = 92-94%', у ДГП-3 т] = 98 %.
7 Т. В. Виленский ду
Таблица 4-1
Конструктивные данные горизонтальных пластинчатых
электрофильтров
Тип электрофильтра Число после- довательных полей Ч исло секций Живое сече- ние для про- хода газов, м* Общая актив* на я длина короиирую- щих элек- тродов
ДГП-35-2 2 2 35 4 360
ДГП-42-2 2 2 42 5 232
ДГП-55-2 2 2 55 6 976
ДГП-91-2 2 4 91 И 336
ДГП-35-3 3 2 35 6 300
ДГП-42-3 3 2 42 7 560
ДГП-55-3 3 2 55 10 080
ДГП-91-3 3 4 91 16 380
ДГПН-17,5-2 2 1 17,5 2 180
ДГПН-84-2 2 4 84 10 464
ДГПН-32-3 3 1 32 5 750
ДГПН-35-3 3 2 35 6 300
ДГПН-42-3 3 2 42 7 560
ДГПН-55-3 3 2 55 10 080
ПГЗ-4-38 4 1 38 9 360
ПГЗ-4-65 4 1 65 14 400
ПГЗ-3-38 3 1 38 7 000
ПГД-3-38 3 1 38 6 000
ПГД-3-50 3 1 50 11 000
ПГД-4-38 4 1 38 8 000
ПГД-4-50 4 1 50 11 200
ПГД-4-65 4 4 65 14 400
Примечания. 1. Сторона сечения коронирующего электрода а—0,004 м.
2. Расстояния между коровирующимн электродами s=0,19 м.
3. Расстояние от коронирующич до осадительных электродов и-у,и
4. Длина активной зоны L=3,6 п, м, (где л-число полей). J электро-
фильтров ПГД 1.—2.5 п, м.
Таблица 4-2
Конструктивные данные вертикальных пластинчатых
электрофильтров
Тип электрофильтра Число секций Живое ссчсипе для прохода га- зов, м* Общая активная длина коронирую- щих электродов, м
ДВП-2ХЮ 2 20 2 200
двп-зхю 3 30 3 300
ДВП-4ХЮ 4 40 4 400
ДВП-4Х20 4 80 7 900
Примечания. 1. Сторона сечения короннрующегомекгрода я-0.004 м.
2. Расстояния между короиирукицпми электродами з—0,19 м.
3. Расстояние от короиирующих до осадительных электродов 0—0,
4. Длина активной зоны £—7,90 м.
99
Таблица 4-3
Конструктивные данные комбинированных золоуловителей
Тли комбинирован- ного золоуловителя Число секций Живое сечение для прохода газов, м2 Общая активная длина коронируго щих электродов, м Количество циклон- ных элементов Диаметр элемента, мм Тип элемента
ДВП-2Х16.5—БЦ 2 33 3 200 256 254 Розетка, 25°
ДВП-2Х20—БЦ 2 40 3 880 472 254 Винт, 25°
ДВП-2Х30-БЦ 2 60 5 480 456 254 Винт, 25°
ДВП-4Х20—ЦН 4 80 7 900 6 1 400 ЦН-24
ПГД-3-38—ПБЦ 1 38 6 000 120 350 ПБЦ
Примечание. Значения a, s, b и L такие же. как и для электрофилы»
ров ДВП и ПГД.
4-2. РАСЧЕТ ЭЛЕКТРОФИЛЬТРОВ
Расчет сводится к выбору типа электрофильтров и
определению необходимого их числа в зависимости от
расхода газов, подлежащих очистке, и допустимых ско-
ростей в сечении аппарата.
Затем определяется коэффициент очистки, для чего
необходимо предварительно определить критическую на-
пряженность электрического поля электрофильтра и
критическое напряжение коронного разряда, рабочий
ток, рабочее напряжение короны и скорость движения
заряженных частиц в электрическом поле. После этого
выбирают способ питания электрофильтра выпрямлен-
ным током.
Процесс улавливания золы в электрофильтре можно
подразделить на следующие этапы: 1) зарядка частиц
золы; 2) движение заряженных частиц золы к осадитель-
ным электродам; 3) удержание частиц осадительными
электродами и отвод их в бункер.
Процесс работы электрофильтра весьма сложен и за-
висит от многих факторов, в том числе от технологии
изготовления аппаратов, а также от режимных и экс-
плуатационных условий, что вносит большие трудности
в расчет. Излагаемая ниже методика расчета в связи
с этим может рассматриваться лишь как приближенная.
Основные теоретические положения расчета электро-
фильтров приведены в [Л. 18—20].
100
1. Выбор типа электрофильтра
Тип электрофильтра выбирается по табл. 4-1, 4-2, 4-3
таким образом, чтобы в его живом сечении обеспечива-
лась оптимальная скорость газов, составляющая от 1
до 1,5 ,м/сек для аппаратов с карманными электродами
и от 2 до 2,5 м/сек— для желобчатых электродов (мень-
шие значения скоростей принимаются для сухих камен-
ных углей, большие — для влажных бурых). Увеличение
скорости ухудшает степень очистки, уменьшение — при-
водит к излишнему увеличению габаритов. Иногда для
соблюдения оптимальной скорости газов приходится
устанавливать параллельно два или три электро-
фильтра. Таким образом, средняя скорость в сечении
электрофильтра может быть определена по формуле
ш = , м/сек, (4-2)
где Qr — расход газов через золоуловитель, ж3/се«;
F — живое сечение электрофильтра, м2;
п — число электрофильтров.
Возможность увеличения скорости газов при желоб-
чатых осадительных электродах без ухудшения очистки
связана с тем, что желобчатая форма электродов со-
здает около них застойные зоны газов. Благодаря этому
уменьшается возможность срыва осевшей пыли, увле-
чения ее газовым потоком и создаются более благоприят-
ные условия для отвода пыли в бункер.
2. Критическая напряженость электри-
ческого поля электрофильтра
Для нормальной работы электрофильтра должен
быть обеспечен устойчивый коронный разряд, при кото"
ром напряженность электрического поля у коронирую-
щего электрода имеет максимальную величину, затем
резко падает, и у осадительного электрода значение ее
невелико. В этом случае увеличение рабочего напряже-
ния исключит распространение критической напряжен-
ности на все поперечное сечение поля электрофильтра и
тем самым уменьшит возможность пробоя и появления
дугового разряда.
Такое распределение напряженности электрического
поля в фильтре возможно в случае отрицательно заря-
женного коронирующего электрода. Поэтому корона
в электрофильтрах всегда отрицательная.
101
Критическая напряженность электрического поля, при
которой возникает разряд, для отрицательной короны
определяется по эмпирической формуле, пригодной, стро-
го говоря, только для воздуха и провода круглого сече-
ния
£к = 3,1 + 0,0308 10е, в/м, (4-3)
где р — отношение плотности газа при рабочих условиях
к плотности его при стандартных условиях (/ =
=.'25° С и р= 1,013- 105 WM2);
г — радиус коронирующего электрода, м. Для про-
вода ромбического сечения условно принимает-
ся равным половине стороны ромба (г=0,5а).
В случае разрежения в камере электрофильтра
(4-4)
1 1,013-105 273 +9ух’
в случае давления в камере электрофильтра (парогенера-
тор под наддувом)
q Б + рт '273 + 25 М-4Г)
Д01 + 10г273 + 0Ух’
где Б — барометрическое давление, н/лг2;
sr — величина разрежения, н/м2;
рг — избыточное давление, н/м2.
3. Критическое напряжение коронного
разряда
Разность потенциалов между коронирующим и оса-
дительным электродами при возникновении коронного
разряда — критическое напряжение — зависит от формы
поля электрофильтра и определяется для пластинчатого
электрофильтра по формуле
= (4-5)
\ 5 о J
где b — расстояние от коронирующих электродов до пла-
стин, л;
у — расстояние между королирующими электрода-
ми, м.
102
Для достижения устойчивой короны необходимо под-
держивать рабочее напряжение, большее UK.
4. Рабочий ток и рабочее напряжение
короны
Ток короны пластинчатого электрофильтра может
быть рассчитан по формуле
‘ =------ТЛ1 U V - <4“’ <4-6>
9-109s2( -7--In ~j
где i — плотность тока в амперах на погонный метр дли-
ны коронирующего электрода;
<р — величина, зависящая от взаимного расположе-
ния коронирующих и осадительных электродов;
Таблица 4-4
Зависимость f от величины лб/s для пластинчатых
электрофильтров
пЬ S 2 2,5 3 3,5 4
г 0,08 0.05 0,035 0,025 0,02
, М Ш'.К.
к — подвижность ионов в дымовых газах, -Ч— ;
для отрицательных ионов в дымовых газах можно
ориентировочно принимать:
в/л/
Д и £7К — соответственно рабочее и критическое напря-
жения в электрофильтре, в.
Рабочее напряжение U должно обеспечивать плот-
ность тока порядка i =(0,08-т-0,1) 10-13 а)м для электро-
фильтров с плоскими карманными электродами и 1=
='(0,24-0,4) • Ю^3 а/м— для электрофильтров с желоб-
чатыми электродами. Задаваясь величиной I, можно из
формулы 4-6 определить U. Меньшие значения токов
принимаются для сухих топлив, большие—для влажных.
ЮЗ
Чрезмерное увеличение напряжения и соответственно
тока может привести к пробою межэлектродного проме-
жутка и возникновению искрового и дугового разрядов.
Пробивное напряжение определяется многими парамет-
рами. Уменьшение температуры газов и увеличение
влажности увеличивают напряжение пробоя, что облег-
чает работу электрофильтра.
Практика эксплуатации показала, что короткие, ис-
кровые пробои опасности не представляют, лишь бы не
возникал затяжной дуговой разряд. Оптимальным яв-
ляется количество искровых разрядов ~50 в минуту.
Это условие кладется в основу автоматического регули-
рования рабочего напряжения и поддержания его на
максимально возможном уровне.
5. Напряженность электрического поля
работающего электрофильтра
Как уже говорилось, для поля, создаваемого отрица-
тельной короной, напряженность, имеющая максимум
у провода, при удалении от него весьма резко падает,
а затем остается почти неизменной вплоть до осадитель-
ного электрода. Теоретически напряженность в любой
точке поля с учетом объемных зарядов можно опреде-
лить по формуле
= / (4‘s * 7)
где х — расстояние от оси коронирующего электрода, м;
s0 — диэлектрическая проницаемость вакуума,
s° “ 4п-9-109 ’ $1М'
Ввиду того, что при некоторой удаленности от элек-
трода поле становится достаточно равномерным, можно
вычислить значение Е вблизи осадительного электрода
и принимать для пластинчатого электрофильтра х = Ь.
6. Зарядка частиц пыли
Зарядка частиц пыли происходит в результате взаи-
модействия частиц с электронами и отрицательными
ионами. Теоретически можно определить число элемен-
104
тарных зарядов, приобретаемых частицей размером бо-
лее 1 мкм за время т. Это число равно
/ е—IX а2
4гее0 + 2е _j_2J 4
п —---------------------------и>,
«о
(4-8)
где е— относительная диэлектрическая проницаемость
частицы. В среднем для золы может приниматься
равной 4;
Ех — напряженность электрического поля электро-
фильтра, в)м [см. формулу (4-7)];
8 — диаметр частицы, м\
е0 — величина элементарного заряда электрона,
ео=1,6-10-19 к;
<» — фактор времени,
1 J__х
nNe^kt
где N — число элементарных зарядов (концентрация ионов)
в 1 м* газа, Хл 1014 1/.и3;
, м!сек
« — подвижность ионов,
Расчеты показывают, что частицы заряжаются весь-
ма быстро. Так, например, при времени 0,1 сек фактор
времени будет равен 0,9, т. е. частица получит 90% от
максимально возможного заряда. С достаточной для
расчетов точностью можно принимать со = 1.
Для частиц размером менее 1 мкм величина макси-
мального заряда пропорциональна диаметру частицы
в первой степени.
Величина максимального заряда определяется по
формуле
Q = nea, к. (4-10)
Частицы золы в результате трения могут зарядиться
еще до входа в электрофильтр, во время движения их
по газоходам парогенератора. Подобное явление носит
название трибозаряда и характерно, главным образом,
для мелких частиц (до 3 мкм). Заряд таких частиц золы,
105
как правило, положителен, что ухудшает условия работы
электрофильтра. Трибозаряд особенно сказывается в слу-
чае сжигания углей с жидким шлакоудалением из-за
очень мелкой дисперсности получающейся при этом золы.
7. Движение заряженных частиц в поле
электрофильтра
Теоретически скорость движения частиц в электриче-
ском поле (скорость осаждения) выражается следую-
щим образом:
ExneQ
Зпрг^гЗ
/ е — 1 \ 9
(1 + 2 Г+~2 J Ех 5
, м]сек,
(4-11)
34-10l0p1vr
где рг — плотность газов, кг/м3-,
vr — кинематическая вязкость газов, равная при тем-
пературе газов 100°С — 21,5-10~в м2/сек, при
200°С — 32,8-Ю-6 м2[сек;
8—-диаметр частицы, м.
Скорость движения заряженных частиц примерно
в 100 раз меньше скорости движения ионов в поле. Чем
больше концентрация частиц в газе, тем больше ионов
осаждается на частицах и, следовательно, тем меньше
ток. При этом может произойти так называемое «запи-
рание короны». Следовательно, должна существовать
максимально допустимая концентрация золы в газах для
того, чтобы предотвратить явление запирания короны.
8. Теоретический коэффициент очистки
газов в электрофильтре
Теоретически парциальные коэффициенты очистки
для пластинчатого электрофильтра могут быть вычисле-
ны по формуле
уГ.
wb ) -100, (4-12)
где v — скорость осаждения частиц данного размера,
м/сек:,
w — скорость газов в электрофильтре, м/сек-,
L—длина пути газов в активной части электро-
фильтра, м;
Ь — расстояние от провода до плоскости, м.
Приведенная формула получена при следующих до-
пущениях: концентрация пыли в электрофильтре равно-
106
мёрна, скорость движения заряженных частиц к осади-
тельному электроду постоянна, все подошедшие к элек-
троду частицы считаются уловленными.
Формулой 4-12 можно пользоваться для ориентиро-
вочной оценки парциальных коэффициентов очистки, ко-
торые могут быть обеспечены при размерах частиц до
30—35 мкм, для частиц большего размера следует вно-
сить поправку на снижение парциального коэффициента
очистки — около 2% на каждые 10 мкм увеличения
диаметра свыше 35 мкм.
Это объясняется зависимостью электрического сопро-
тивления частиц золы от их размеров. Заряженные ча-
стицы золы, подошедшие к осадительному электроду,
должны удерживаться на нем в течение определенного
времени, чтобы при встряхивании электрода попасть
в бункер пыли. Если частица достаточно хорошо прово-
дит, она быстро разрядится, может отскочить от электро-
да и снова попасть в поток газов. Если частица золы
имеет высокое удельное электрическое сопротивление,
она очень медленно разряжается и прочно удерживает-
ся на электродах. Это может привести к накоплению
слоя золы на осадительном электроде, возникновению
пробоя пыли и появлению обратной короны.
Частицы разного диаметра имеют различную прово-
димость. Как правило, мелкие частицы состоят из золы,
лишенной недожога. Чем крупнее унос, тем больше
в нем содержится недогоревшего топлива, имеющего
малое сопротивление. Этим объясняется ухудшение коэф-
фициента очистки как для очень мелких частиц, так и
в особенности для крупных частиц размером 30—35 мкм
и более. Оптимальный коэффициент очистки имеет место
при содержании горючих в уносе от 5 до 20%.
9. Потребляемая мощность и источники
питания электрофильтров
Электрическая мощность короны определяется по
формуле
Л^кор == Uвт, (4-13)
где U — рабочее напряжение, в;
i — плотность тока, а/лц
^общ — общая активная длина коронирующих электро-
дов, м.
107
Полная мощность, требуемая для создания короны
и привода встряхивающих механизмов, определяется сле-
дующим образом:
N = N„OI)(1+ v)» em> (4-14)
где v — доля мощности, идущей на привод механизмов;
при отсутствии других данных может быть при-
нята равной 0,2.
На электростанциях для питания электрофильтров
широко применяются механические выпрямители типа
АФА-90-200.
Некоторые технические характеристики
АФА-90-200
Мощность на стороне выпрямленного тока .... 18 км
Выпрямленное напряжение (амплитудное значение) . 90 Кв
Выпрямленный ток (среднее значение)........... 0,2 а
Частота....................................... 50 гц
Число ступеней регулирования на первичной сто-
роне трансформатора без разрыва цепи .... 15
Вес...........................................1 400 кг
Более автоматизированным и совершенным является
агрегат АФЛП-80-225, который дает номинальное ампли-
тудное значение выпрямленного напряжения 80 кв и но-
минальное среднее значение выпрямленного тока, 0,22оа.
10. Гидравлическое сопротивление
Гидравлическое сопротивление вертикальных и гори-
зонтальных двухпольных электрофильтров по данным
треста «Газоочистка» составляет ~ 150 н/лг2 (15 мм
вод. ст.'), горизонтальных трехпольных и четырехполь-
ных ~200 н1м2.
ГЛАВА ПЯТАЯ
ДЫМОВЫЕ ТРУБЫ
Высота дымовых труб электростанции должна обеспе-
чивать такое рассеяние золы и сернистого ангидрида, при
котором концентрации их у поверхности земли становят-
ся меньше предельно допустимых.
(В соответствии с санитарными нормами [Л. 21] при
проектировании промышленных предприятий высоту
труб следует выбирать, пользуясь табл. 5-1.
108
Таблица 5-1
Высота дымовых труб
Высота дымовой трубы, м.
расход топлива всеми
парогенераторами, кг {сек при ЛПР > 1 —, ~ при 4ПР < 1 ° Мдж/кг
До 1,5 30
1,54-4 45 30
44-15 60 45
154-30 80 60
304-60 100 80
604-90 120 100
более 90 150 120
Для современных мощных тепловых электростанций
требуется большая высота труб, чем максимальная из
приведенных в табл. 5-1 (см. табл. 5-2). Количество ды-
мовых труб для мощных парогенераторов принимают
следующим: для парогенераторов 170—240 т/ч — одна
труба на три-четыре парогенератора, для парогенерато-
ров 500 — 950 т/ч (150 — 300 Мет) — одна труба на два
парогенератора. Для вновь проектируемых станций
предполагается устанавливать одну трубу на блоки
с общей мощностью 1 200 — 1 600 Мет. Унифицирован-
ные типоразмеры дымовых труб приведены в табл- 5-2.
Для поверочного расчета дымовых труб по известным
выходным концентрациям золы и SO2 в дымовых газах
и по известной высоте дымовой трубы находят распре-
деление концентраций в атмосферном воздухе и сравни-
вают их с допустимыми.
При проектировании электростанций и золоулавли-
вающих устройств решаются и другие задачи: 1) по из-
вестным концентрациям примесей в газах и предельно
допустимым концентрациям их у поверхности земли на-
ходят минимальную высоту дымовой трубы; 2) по при-
нятой высоте трубы и предельно допустимым концентра-
циям находят минимальные концентрации золы и SO2
в газах на выходе из золоуловителя. Это кладется в осно-
ву выбора системы золоулавливания, способной обеспе-
чить требуемые концентрации.
109
Таблица 5-2 Унифицированные типоразмеры дымовых труб Выходной диаметр трубы D, м <1 «3 <1
оО о <! <1 <1
О О < < <
“= О О О О <] <1 <
ОО о о о о о < <
х° 00000 <<
о хх° 00000 <
LO ХХХ° <
сО хххх° °°°°° <
ю сч ХХХ++ +++++
L.O сч X хххн—и ++
С4 X ХХ+++ +
1,4 j 1,6 1,8 2,0 XX ХХ+++
XX Х++
XXX х +
хххх ++
| 1,25 ХХХХ+ +
ХХХ++
о ХХХН—F
о ХХ++
со ХХ++
О Ю О L.Q о ю о ю О Ю О Ю 0-0 О ООО
C-J С-1 00 СО Tf -t Ю IQ О О Ь-Г-ОООО О1 Ю СО
Условные обозначения: + —конические кирпичные трубы;
О —конические железобетонные трубы;
X —конические кирпичные или цилиндрические железобе тонные трубы;
Д —конические железобетонные или кирпичные трубы.
110
1. Выбор скорости газов на выходе и
размеры д ы м о в о й т р у б ы
Скорость газов на выходе из трубы датр выбирается
таким образом, чтобы обеспечить некоторый подъем
струи газов над трубой, прежде чем начнется рассеяние.
Увеличение скорости приводит к лучшему разбросу
примесей, падению концентраций золы и сернистого
ангидрида у поверхности земли и уменьшает необходи-
мое количество дымовых труб на электростанциях.
Вместе с тем большие скорости в дымовой трубе увели-
чивают общее гидравлическое сопротивление газового
тракта парогенераторов. В результате технико-экономи-
ческих расчетов выработаны следующие рекомендации
для выбора скорости газов на выходе из труб [Л. 22].
при высоте труб до 100 м . а>тр = 20 — 30 м/сек
при 'высотах труб 100 —
180 м................штр = 35— 40 м/сек
при высотах труб 180 —
250 л................ацр = 45 — 50 м/сек
После того как выбрана скорость газов, определяют
диаметр трубы на выходе:
(5-d
1 г ПИ>Т1, '
где QpbIX—расход газов после золоуловителя, мА/сек (см.
стр. 12);
п — количество парогенераторов, подключенных
к одной дымовой трубе.
2. Концентрация золы и сернистых со-
еди нений у поверхности земли
В настоящее время действует «'Временная методика
расчетов рассеивания в атмосфере выбросов (золы и
сернистых газов) из дымовых труб электростанций»
[Л. 32]. В соответствии с этой методикой максимальные
концентрации золы или сернистого ангидрида у поверх-
ности земли могут быть определены по формуле
AFSmnQ™xC™* _3 /~ 1 / 3 -т
Смакс— Я2 у QrBbIX«(9" —/в) ’ ’
где т — количество дымовых труб;
И—то же, что и в формуле (5-1);
111
Л — коэффициент, зависящий от температурной стра-
тификации атмосферы, определяющей усло-
вия вертикального и горизонтального рассея-
ния, сек2'л-град113. Можно считать, что для
центральной части европейской территории Союза
А = 120, для Севера и Северо-запада евро-
пейской территории Союза, Урала и Украины
А = 160, для Казахстана, Средней Азии и цен-
тральной части Сибири А = 200;
F — коэффициент, зависящий от скорости осаждения
различных примесей. Для золы F = 2,5 (при
коэффициенте очистки "П <7 9О°/0) и F = 2
(при т]>90%). Для серы К=1;
5— коэффициент, зависящий от скорости выхода га-
зов из дымовой трубы. При датр= 10-н 15 м[сек
5=1, при датр = 20ч- 25 м}сек 5 = 0,9, при
датр = 30-г-35 м{сек- 5 = 0,8;
Свых — концентрация золы или сернистого ангидрида на
выходе из золоуловителя, г/м3;
Н — высота дымовой трубы, м\
Р"—/в)— разность между температурой уходящих из
трубы газов и температурой окружающего
воздуха, °C.
Формула (5-2) пригодна в том случае, если //>50 и;
/?> 20 м31сек\ - /в > 30° С.
Концентрации, определенные по этой формуле, бу-
дут иметь место при так называемой «опасной скорости
ветра» на высоте 10 м, которая может быть определена
ио формуле
А = 0,65(5-3)
Максимальное значение концентрации, полученное
с помощью формулы (5-2), наблюдается при расстоянии
от дымовой трубы, равном 20//.
Хг = 20//, .и. (5-4)
смакс
Распределение концентраций выбросов из дымовых
труб у поверхности земли в зависимости от расстояния
112
показано на рис. 5-1, где сплошная линия относится
к SO2, а пунктир—к золе. На оси абсцисс отложены от-
носительные расстояния от дымовой трубы, Х!ХГ , где
Хг — точка максимальной концентрации. На оси орди-
нат отложены значения относительных концентраций
С/Смакс, где Смаке — максимальная концентрация. Зная
значения Хс и СмаКС, можно 'определить концентра-
цию золы и сернистых соединений у поверхности земли
Рис. 5-1. Распределение концентраций выбросов из дымовой трубы
у поверхности земли.
1 — сернистый ангидрид; 2 —зола.
Концентрации, подсчитанные по формуле (5-2), не
должны быть выше предельно допустимых по санитар-
ным нормам.
Допустимы следующие максимально-разовые кон-
центрации примесей в атмосферном воздухе:
пыль нетоксическая (в том числе зола) 0,5 мг/м3
сернистый ангидрид SO2...............0,5 MZjM3
серный ангидрид SO3..................0,3 мг/м3
сажа................................0,15 мг(м3
8 Т. В. ВидепскпЦ
ЧАСТЬ ВТОРАЯ
СИСТЕМЫ ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЯ
ГЛАВА ШЕСТАЯ
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
6-1. КЛАССИФИКАЦИЯ СИСТЕМ ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЯ
На современных электростанциях наиболее распро-
странены гидравлические системы с гидроаппаратом
Москалькова, багерным насосом и золоотстойником,
пневматические с паровым эжектором или вакуум-насо-
сом, пневмогидравлические с водовоздушным эжекто-
ром и эрлифтом, и механические.
В промышленных котельных установках ранее приме-
нялись ручная и вагонеточная системы золоудаления.
Эти системы чрезвычайно трудоемки, создают антисани-
тарные условия работы и поэтому в настоящее время для
вновь проектируемых и реконструируемых промышлен-
ных котельных предусматриваются механические или
гидравлические системы. Технико-экономические показа-
тели различных систем шлакозолоудаления приведены
в приложении 2.
1. Системы гидравлического шлакозоло-
удаления
Эти системы получили наибольшее распространение па крупных
электростанциях, так как они (позволяют удалять (большое количе-
ство золы и шлаков при высокой эксплуатационной надежности и
хороших санитарно-гигиенических (условиях для эксплуатационного
персонала. Однако при гидравлическом транспортировании высоко-
щелочной золы может возникнуть опасность коррозии или заноса
оборудования минеральными отложениями.
Отложения в шлакозолопроводах системы гидрошлакозолоуда-
ления (Л. 6, ЙЗ] состоят в основном из карбоната кальция СаСОз,
который образуется в результате взаимодействия солей жесткости
(бикарбонатов кальция), содержащихся в воде, и свободных щело-
чей (преимущественно в виде окиси кальция), содержащихся в золе:
Са (НСО3)2 + Са (ОН)2 = 2СаСО3 + 2Н3О,
114
Количество отложений зависит от жесткости воды. С этой точки
зрения желательно уменьшение расхода смывной воды. Системы ги-
дрозолоудаления, оборудованные гидроаппаратами, имеют значитель-
но большие расходы воды, чем системы с багерными насосами, что
приводит к значительной .величине отложений ,в (пульпопроводах.
При мокром золоулавливании в скрубберах или прутковых зо-
лоуловителях вода имеет кислую реакцию, что уменьшает опас-
ность отложения СаСО3.
Величина образующихся отложений зависит также от количе-
ства свободной щелочности в золе топлив (табл. 1-1). При
насос; 14— шлакозолопровод; 15—
насос эжектирующей воды; /5 —ги-
Рис. 6-1. Системы гндро-
шлакозолоудале-пия.
а — с багерпым насосом; б —
с гидроаппаратом; в — с золи-
отстойником.
1 — парогенератор; 2 — шлако-
смывная шахта; 3- ороситель-
ные сопла; 4 — смывное сопло;
5 — шлакозоловой канал; 6 — зо-
лоуловитель; 7 —• золосмывное
устройство; 8 — побудительные
сопла; 9--отключающий ши-
бер (шандора); 10 — металло-
уловитель; 11 — шлакодробилка;
12 — металлоуловитель; 13 — багерный
золоотвал; 16 — дренажный насос; 17 —
дроаппарат; 19— насос смывной воды.
Щ>2 000 мг-экв/кг отложения неизбежны. При Щ=1 300д-
2 000 мг-экв/кг отложения образуются лишь при повышенной кар-
бонатной жесткости воды, а при малой — могут и не образовывать-
ся. При Щ<1 300 отложений может не быть совсем.
Для первой н второй групп топлив (щелочность 1 300 и более)
проектирование золоудаления с гидроаппаратами недопустимо. Для
топлив первой группы (щелочность 2 000 и более) из-за опасности
отложений необходимо предусматривать резервное сухое золоудале-
ние или полностью переходить на пневматические системы.
Принципиальные схемы гидрошлакозолоудаления представлены
па рис. 6-1,
Образовавшийся в топке парогенератора шлак выпадает в шла-
8* 115
ковую шахту или ванну, где охлаждается и сбрасывается в шлаковый
или шлакозоловой канал.
Зола, уловленная в золоуловителях, через золосмывные или золо-
спускные устройства также спускается в канал. Спуск шлака из
шлаковых шахт происходит периодически, если агрегат не • борудо-
аан устройством для непрерывного механизированного шлакоудале-
ния. Спуск золы из бункеров золоуловителей производится, как пра-
вило, непрерывно. Движение золы и шлака по каналу осуществляет-
ся с помощью побудительных сопел. На схеме изображен общий ка-
нал для шлака и золы, однако могут применяться схемы и с раз-
дельными каналами. Перечисленные выше элементы образуют схе-
му внутреннего транспорта золы и шлака в пределах помещения ко-
тельного цеха от ..мест образования шлака и золы к устройствам для
внешней транспортировки.
Такими устройствами являются гидроаппараты Москалькова и
багерные и шламовые «асосы. При близком расположении золоотва-
ла транспорт может осуществляться самотеком. В отдельных слу-
чаях зола и шлак подаются в золоотстойник для дальнейшей транс-
портировки на золоотвал автомашинами или вагонами. Багерные
насосы (рис. 6-1,а) располагаются в приямке глубиной до четырех
метров. Приямки размещаются между котлами или выносятся за
пределы котельной. Применявшиеся ранее конструкции шлакодро-
билок требовали устройства приямка глубиной до 9 м, вынесенного
за пределы котельной.
Перед поступлением в насос гидрошлакозоловая смесь (пульпа)
проходит через металлоуловители, где улавливаются металлические
или иные тяжелые предметы, затем направляется в шлакодробилку.
Раздробленный шлак и зола поступают в багерный насос. Далее
смесь движется по шлакозолопронодам (пульпопроводам) до золо-
отвала. В последнем происходит отстой твердых примесей, а освет-
ленная вода через соответствующие трубы перетекает в тот «ни
иной водоем: озеро, реку. В приямке багерного насоса обычно име-
ется дренажный насос, назначением которого является откачка воды,
могущей проникнуть в приямок во время ремонта насоса, за счет
грунтовых вод и т. д. При траштортировке мелкой золы наряду
с багерпым иасосом может применяться шламовый насос.
Система с гидроаппаратом (рис. 6->1,б) имеет насос высокого дав-
ления, до 6,5 Мн[мг, подающий воду для эжектирова.ния гидросме-
си. Последняя, попадая в воронку гидроаппарата, в которой уста-
новлен металлоуловитель, подхватывается струей эжектирующей во-
лы и направляется по шлакозолопроводу на золоотвал. Шлакодро-
билка отсутствует.
Система с золоотстойником (рис. 6-1,в) применяется в тех слу-
чаях, когда золоотвал расположен слишком далеко или при недо-
статке воды на электростанции. Осветленная вода с помощью насо-
са может перекачиваться обратно в котельную для смыва или транс-
порта шлака. Осевшие в золоотстойнике шлак и зола погружаются
в вагоны или автомашины и перевозятся на дальний золоотвал.
Иногда золоотстойник применяют как сгуститель пульпы, кото-
рая далее поступает в багерный насос или гидроаппарат.
На электростанциях системы гидрозолоудаления чаще всего вы-
полняют по следующим схемам:
1. Совместный транспорт золы и шлака по общим каналам и
удаление на золоотвал гидроаппаратами или багерными нкосами.
116
2. Раздельный транспорт золы и шлака и удаление на золоот-
вал: шлака — гпдроаппдратамп, золы — шламовыми насосами; шла-
ка— багерными, золы — шламовыми насосами; шлака—самотечны-
ми каналами, золы — шламовыми насосами.
Технико-экономические показатели основных схем гидрошлако-
золоудалення приведены в табл. 6-1.
Таблица 6-1
Сравнение различных схем гидрозолоудаления1
Наименование Размерность Совместное удаление Раздельное удале- ние
। гидроаппаратами багерными насоса- ми . гндроаппаратами 1 и шламовыми насо- 1 сами I багерными н шла- мовыми насосами с переливом из гид- роаппарата к шла- мовому насосу
Удельный расход энер- гии па насосы смыв- ной воды квт!кг!сек 14 16,5 14 16,5 16,5
То же, на насосы эжек- тирующей воды . . . 63 .— 26 — 19
То же, на багерные и шламовые насосы . . л 23,5 8.4 10,5 9
То же, на тлакодро- билки 0,7 0,7
Суммарный расход энер- гии п 77 40,7 48,4 27,7 44,5
Удельный расход смыв- ной воды кг'; кг 11,6 12 11.6 12 12
То же, эжектирующей воды п 10,3 _— 3,12 1,95
Суммарный расход воды It 21 ,9 12 14,72 12 13,95
Стоимость оборудова- ния тыс. руб. 46 54 52 57 53
1 Выполнено институтом Теплоэлектропроект [Л. 23] для электростанции,
оборудованной четырьмя парогенераторами производительностью по 170 т/ч,
работающими на подмосковном угле при периодическом смыве шлака и не-
прерывном—аолы.
На электростанциях с небольшим выходом шлака может при-
меняться комбинированная схема золоудаления. При этой схеме, пре-
дусматривающей общие шлаковые каналы, в период смыва шлака
удаление шлакозоловой пульпы производится гидроаппаратом. В ос-
тальное время золовая пульпа откачивается только шламовым на-
сосом, имеющим более высокий к. п. д., чем гидроаппарат.
Раздельная схема с применением гидроаппарата и шламового
насоса значительно менее экономична по сравнению со схемой с при-
117
менеПнем багерного п шламового насосов. Экономичность первой
схемы можно повысить, если работу гидроаппарата производить на
режиме неполной откачки, т. е. с переливом к шламовому насосу
части мелкодисперсной золоводяной смеси через отверстие с сеткой
в приемном бункере гидроаппарата.
В основном для крупных теплоэлектростанций применяются раз-
дельные схемы (рис. 6-2) с багервым насосом для шлака и шла-
мовым насосом для золы. Багерные и шламовые насосы лучше раз-
мещать в приямках между парогенераторами.
Циркуляция смывной воды по шлакозоловым каналам и пуль-
попроводам на золоотвал может быть организована по разомкнутой
и замкнутой схемам. В первом случае после отстоя на золоотвале
Рис. 6-2. Схема раздельного гидравличе-
ского шлакозолоудаления.
/ — багерные насосы; 2 — шламовые насосы;
3 — шлаковые каналы; 4 — места сброса шла-
ка из топочных камер в каналы; 5 — эоловые
каналы; 6 — золоуловители.
осветленная вода сбрасывается в водоем, а для смыва и транс-
порта используется свежая вода. Во втором — после отстоя вода
возвращается и используется для смыва и транспорта. Для умень-
шения отложений свежую |воду, идущую на смыв и транспорт золы
и шлака, можно умягчать .путем смешения ее со щелочной водой —
пульпой или осветленной водой в отстойнике (золоотвале). Необхо-
димое для умягчения количество осветленной воды или пульпы
[Л. 6]:
= Qi 2Ц7-, л3/«?л-, (6-1)
где — количество воды, необходимое для умягчения, м?/сек'.
Qi —1 расход свежей воды, м'/сек',
Щ' — щелочность осветленной воды, мг-экв/кг',
Ж — жесткость свежей воды, мг-экв/кг-,
Разомкнутую схему используют при достаточном* количестве
технической воды и при возможности сброса осветленной воды в во-
доем без нарушения санитарных норм. В противном случае перехо-
дят па замкнутую схему.
118
Эта схема требует установки специальных перекачивающих
устройств. Вследствие неполного отстоя золы содержание твердых
частиц в смывной воде (при замкнутой схеме будет увеличено по
сравнению с разомкнутой. Зато в циркулирующей воде не будет со-
держаться солей жесткости, которые нейтрализуются щелочами зо-
лы, и в золопроводах не будут образовываться отложения СаСО3.
С другой стороны, вследствие перенасыщения воды щелочными со-
единениями может выпадать в осадок Са(ОН)2. Для ликвидации
перенасыщения надо либо обеспечить достаточную длительность пре-
бывания воды в бассейне (золоотвале), до 300 ч, либо интенсифи-
цировать кристаллизацию гидрата окиси кальция введением в от-
стойный бассейн или золоотвал центров кристаллизации в виде
предметов с развитой поверхностью, либо подавать свежую воду
для уменьшенн,. концентрации Са(ОН)2 и сбрасывать соответству-
ющее количество отработавшей воды.
Количество свежей воды, которое должно добавляться для ли-
квидации пересыщения:
Гпер Гнас , ,
?2 = Q2 ~днас + де , м 1сек< (6-2)
где q2 — количество свежей воды, м31сск',
Qi — количество осветленной воды в бассейне, м31сек-,
Г пер и Г пае — концентрация гидрата окиси кальция соответственно
в пересыщенной воде и в насыщенном растворе после
разбавления, мг-экв/кг-,
Ж — жесткость свежей воды, мг-экв1кг.
После отстоя на золоотвале осветленная вода может сбрасы-
ваться в общий водоем. При этом, чтобы не создавать загрязненно-
сти водоема, кратность разведения осветленной воды в водоеме
должна составлять: для топлив, щелочность золы которых больше
2 000 мг-экв/кг, при сухом золоулавливании— 1 : 200, при мокром —
1 : 100; для топлив, щелочность золы которых лежит в пределах от
1 200 до 2 000 мг-экв/кг, при сухом золоулавливании— 1 : 100, при
мокром — 1 : 50: для топлив с щелочностью золы меньше
1 200 мг-экв/кг кратность разведения может быть равна 1 : 50 неза-
висимо от системы золоулавливания.
2. Системы пневматического шлакозо-
лоудаления'
Пневмошлакозолоудаление может осуществляться по вакуумной,
напорной или комбинированной схемам. Всасывающая (вакуум-
ная) система имеет следующие преимущества: удобство отбора шла-
ка и золы от котлов, отсутствие пыления, меньшее гидравлическое
сопротивление. Однако для транспортирования на большие расстоя-
ния (более 200 м) всасывающая система непригодна. Пневмозоло-
удаление по всасывающей схеме может быть осуществлено с по-
мощью (парового эжектора или вакуумного насоса <[Л. 26].
Схемы пневмозолоудаления представлены на рис. 6-3 и 6-4.
Шлак из топочной камеры поступает в шлакодробилку, а затем
в горизонтальную всасывающую насадку, где подхватывается воз-
духом, поступающим в насадку под действием разрежения в систе-
ме. Зола может забираться или с помощью аналогичных тройни-
ков — насадок или с помощью телескопических насадок, погружае-
мых в места скопления золы. Далее по трубопроводам шлак и зола
119
Рис. 6-3. Схема всасывающего пневмошлакозолоудаления.
1— шлаковый бункер котла; 2 — шлакодробилка; 3 — нерегулируемая насадка для шлака; 4 — регулируемая
насадка для золы; 5 — телескопическая насадка; б — сварное колено; 7 — пробковый кран; 8 — шлакозолопро-
вод; 9 — осадительная камера; 10 — циклон; 11— бункер; 12 — вагон.
1
направляются в осадительные устройства. Транспорт шлака и золы
может быть либо совместным, либо раздельным, если предполагает-
ся отдельно использовать шлак и золу. По трассе водопроводов
устанавливают специальные протнвопзносные колена, тройники и
пробковые краны для включения и отключения линий. Осадитель-
ными устройствами для очистки транспортирующего воздуха от
твердых примесей являются осадительная камера, где улавливаются
шлак и крупные частицы золы, и циклон-пылеуловитель, где улав-
ливаются мелкие частицы. Очищенный воздух с помощью отсасы-
вающего устройства (парового эжектора или вакуумного насоса)
выбрасывается в дымовую трубу или в атмосферу.
Рис. 6-4. Схема всасывающе-напорного пневмозолоудаления.
/ — электрофильтр; 2 — приемная насадка для золы; 3 — золопровод; 4 — цик-
лон; 5 — сбросный воздухопровод; 6— паровой эжектор; 7—сборный бункер;
8 — шибер; 9.— камерный насос; 10 — компрессор; И — напорный золопровод;
/2 — разгрузочный бункер; 13 — вагон; 14 — трубопровод отсоса воздуха из
вагона и бункера; 15 — фильтр; 16— вентилятор.
Уловленные в осадителе и золоуловителе шлак и зола с по-
мощью клапанов-мигалок выпускаются в приемный бункер, откуда
они мопут .загружаться в железнодорожные вагоны, автомашины
и т. д. Загрузка обычно производится смачивающимися шнеками
для предотвращения пыления или телескопическими рукавами.
При всасывающе-напорной схеме (рис. 6-4) шлак или зола по-
дается сначала в промежуточный сборный бункер, откуда с по-
мощью сжатого воздуха от компрессора транспортируется в прием-
ный бункер, находящийся на значительном расстоянии.
Системы пневмозолоудаления позволяют использовать сухой
шлак и золу для нужд строительства (для цементов и бетонов для
производства шлакоблоков и т. д.).
Сооружение парогенераторов больших мощностей требует ре-
шения проблемы использования огромных количеств шлака и золы.
Рассматриваются проекты строительства вблизи электростанций за-
водов, изготовляющих шлакоблочные изделия, или цементных за-
водов.
Однако системы пневмошлакозолоудаления весьма дороги по
капитальным затратам (установка вакуум-насоса) и эксплуатаци-
онным расходам (низкий к. п. д. парового эжектора).
121
3. Системы пневмогидравлического
шлакозолоудаления
В отдельных случаях находят применение пневмогидравличе-
ские системы, где воздух является транспортирующим агентом для
золы ’(система с водовоздушным эжекторам) или средством Для
подъема шлаководяной смеси на Определенную высоту три дальней-
шем самотечном транспорте (система с эрлифтом).
Если при установке золоуловителей на открытом воздухе суще-
ствует опасность замерзания воды в системе гидрюзолоудаления,
то можно использовать систему пневмогидравлического золоудале-
ния, при которой зола от золоуловителя, стоящего на открытом
Рис. 6-5. Схема пневмогидравлического золоуда-
ления с водовоздушным эжектором.
1 — золоуловитель; 2 — золоспускные устройства; <?—
золовоздухопровод; 4 — водовоздушный эжектор; 5 — ка-
нал гидрошлакозолоудаления.
воздухе, до помещения котельного цеха транспортируется с по-
мощью пневмотранспорта а внутри помещения осуществляется обыч-
ная схема гидрозолоудаления.
Схема пневмогидрозолоудаления такого типа показана на
рис. 6-5. Транспорт золы по всасывающему воздухопроводу осуще-
ствляется за счет водовоз душ него эжектора, находящегося в поме-
щении. Затем смесь золы, воздуха и воды движется по напорному
трубопроводу до каналов гидрозолаудаления.
Поскольку данная система золоудаления является комбиниро-
ванной, она имеет элементы и детали, присущие как системе пневмо-
золоудаления (всасывающие патрубки, трубопроводы, колена ит. д.),
так н системе гидрозолоудаления '(шлакозоловые каналы, металло-
уловители и г. д.).
Для парогенераторов малой и средней паропроизводительности
при небольшом расстоянии до золоотвала может применяться систе-
ма пневмогидрозолоудаления с эрлифтом (эрлифт-насосом). Эрлифт
является устройством, обеспечивающим внешний транспорт гидро-
шлакозоловой смеси на золоотвал.
Схема^шлахозолоудаления с 'эрлифтом представлена на рис. 6-6.
Внутренний транспорт золы и шлака осуществляется так же, как
122
<
и в обычных схемах гидрозолоудаления, по шлакозоловым каналам.
Из шлакозолового канала пульпа поступает в опускную ветвь эрлиф-
та. В нижней части подъемной ветви находится устройство для по-
дачи воздуха от компрессора. Воздух устремляется вверх, увлекая
за собой воду со шлаком и золой. В верхней части эрлифта имеется
воздухоотделитель, где воздух, отделившись от воды, уходит в ат-
Воздут от
компрессора
Рис. 6-6. Схема пневмогидравлического
шлакозолоудаления с эрлифтом.
I — шлакозоловой канал; 2 — металлоулови-
тель; 3 — опускная ветвь эрлифта; 4 — подъем-
ная ветвь эрлифта; 5 — насадка для ввода
воздуха; 6 — побудительные сопла; /--воз-
духоотделитель; 8 — самотечный шлакозоло-
провод.
мосферу. Поднятая на необходимую высоту шлакозоловодяная смесь
по наклонному трубопроводу самотеком поступает на золоотвал.
Для предотвращения застревания .твердых частиц в нижней час-
ти эрлифта устанавливаются побудительные сопла. Диаметр труб
эрлифта должен быть достаточен для пропуска крупных кусков
шлака.
Преимуществом схемы золоудаления с эрлифтом является про-
стота конструкции, малый расход воды, малые капитальные затра-
ты и эксплуатационные расходы, отсутствие шлакодробилок, про-
стота эксплуатации; недостаток—ограниченная область примене-
ния.
123
скреперная лебедка; 2 —скрепер; 3 — автосамосвал.
124
С помощью эрлифта можно поднять пульпу на высоту до 7-ь
-ь10 м. При необходимости большего подъема можно проектировать
двух- и трехподъемные устройства.
4. Системы механического шлакозоло-
удаления.
В небольших котельных осуществляют механическую систему
удаления шлака и золы с помощью скрепера (рис. 6-7). Шлак, об-
разующийся в результате сгорания топлива, притушивают водой
в шлаковом бункере и сбрасывают в скреперный канал. Скрепер
подхватывает шлак и подает его по горизонтальному и наклонному
каналу в бункер, откуда он вывозится автомобильным или железно-
дорожным транспортом.
Применяются скреперы емкостью 0,25; 0,5 или 1 лр. Скрепер
приводится в движение лебедкой, в качестве которой может служить
лебедка типа ЛУ-15 с тяговым усилием рабочего каната 8 000 н.
Лебедка снабжается механизмом, обеспечивающим автоматическое
переключение хода, что позволяет полностью автоматизировать ра-
боту установки.
6-2. КОЛИЧЕСТВА ШЛАКА И ЗОЛЫ, ПОДЛЕЖАЩИЕ
УДАЛЕНИЮ
Для расчета систем шлакозолоудаления необходимо
прежде всего найти количества шлака и золы, образую-
щиеся в парогенераторе и подлежащие удалению.
1. Количество шлака, образующееся в
топке, с учетом несгоревших частиц топ-
лива
(Ор \
Лр + кг/сек, (6-3)
или
, кг/сек. (6-3')
Количество шлака, подлежащее удалению, равно коли-
честву образующегося шлака, т. е. ^дл = С°бр.
2. Количество образующейся летучей
золы
Собр = 0,01 , кг/сек, (6-4)
или
С"б1’=:: 0,01ВЛ1>—, кг! сек. (6-4')
3 1 — Гуи ' '
125
Обозначения в формулах (6-3) — (6-4'):
В — общий секундный расход топлива парогене-
раторами, включенными в данную систему
шлакозолоудаления, кг/сек',
ашл и ауа — соответственно доля золы и недожога
в шлаке и уносе, яун см. стр. 13, яшл =
1 ' <2уН>
Ар — зольность топлива на рабочую массу, °/0;
qi-—потеря тепла с механическим недожогом, ®/0;
32,7 — теплота сгорания недожога, Мдж{кг',
Qp —располагаемое тепло на 1 кг топлива,
Мдж)кг',
ГшЛ и Гун — соответственно содержание горючих в шлаке
(и провале) и уносе, %.
3. Количество золы, уловленное в золо-
уловителе и подлежащее удалению с по-
мощью системы золоудаления
<6-5»
где т) — коэффициент очистки газов от летучей золы, ®/о-
4. Общее весовое количество золы и
ш л а к а,* п о д л ежащее удалению
+(?уд кг/сек. (6-6)
ш.з ш,т 1 a J
ГЛАВА СЕДЬМАЯ
ГИДРАВЛИЧЕСКОЕ ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЕ
7-1. ШЛАКОСМЫВНЫЕ ШАХТЫ
Для топок с гранулированным шлакоудалением ха-
рактерны шлаковые шахты, в которых благодаря ороше-
нию водой происходит грануляция шлака с последующим
смывом его в канал гидрозолоудаления. Для парогенера-
торов производительностью до 110 т/ч устанавливают
шахты одностороннего смыва (рис. 7-1,я), для агрегатов
до 230 т/ч — шахты двухстороннего смыва (рис. 7-1,6).
Для более мощных агрегатов рекомендуются устройства
механизированного удаления.
126
Орошение шлака в шахтах производится непрерывно,
смыв — периодически 1—2 раза в смену в течение 15мин.
Для орошения обычно применяют оросительные голов-
ки, имеющие по три отверстия диаметром 3,5 мм.
Для шахт одностороннего смыва устанавливают по
4 головки на каждой стене шахты, для шахт двухсто-
роннего смыва — по 8. Смыв осуществляется качающим-
ся соплом.
1. У д е л ь н ы й расход воды на охлаждение
(орошение) одного кг шлака
/2/7
—— г-й2-.
£охЛ =----, кг/дг, (7-1)
где п — общее количество отверстий; для ороситель-
ных головок — по 3 отверстия на головку
(в шахте 8 или 16 головок);
«р = 0,7 — коэффициент расхода;
р — напор воды, н[м?’> максимальные значения
напора для орошения р = (1,5=2)-10s и/ж2;
рв=1000 —плотность воды, кг/ж3;
d—диаметр отверстий; для оросительных голо-
вок <7 = 3,5-10-3 ж;
х — коэффициент, учитывающий длительность
операции; для непрерывного орошения <t=l;
Сшл — количество шлака, образующегося в топке,
кг>сек.
Удельный расход воды на охлаждение шлака обыч-
но лежит в пределах от 2 до 3 кг воды на 1 кг шлака.
2. Удельный расход воды на смыв 1 кг
шлака
Удельный расход воды на смыв gCM рассчитывается
по формуле типа (7-1), в которую при этом надо под-
ставлять величины, относящиеся к смывным соплам:
п=1 для шахты одностороннего смыва и п — 2 для шах-
ты двухстороннего смыва; <р=0,7; р=(5н-10) • 105 н/м2-,
с/= 16 • 1СН3 ж; т г-0,03-ь 0,06 для периодического смыва
при расчете среднего расхода воды.
Удельный расход воды на смыв обычно лежит в пре-
делах от 1,5 до 3 кг воды на 1 кг шлака.
Недостаток шлаковых шахт и ванн — периодичность
работы и повышенный присос воздуха в момент смыва
127
2300
Рис. 7-1. Шлаковая шахта для топок с
а — одностороннего смыва для парогенераторов производительностью до
ры) и 230 т/ч (нижние цифры); / -—металлический кожух шахты; 2 — опоры;
5 — оросительные головки; 6 — окно для выпуска шлака в вагонетку; 7 — смыв
тельное смывное
Рис. 7-2. Шлакосброс-
ное устройство для
сланцев.
128
гранулированным шлакоудалением.
110 т/ч; б — двухстороннего смыва для парогенераторов 170 т/ч (верхние циф-
3 — чугунная облицовка пода шахты; 4 — смотровые и шуровочные лючки;
ное сопло; 8 — решетка над каналом; 9 — затвор; 10 —дверца; 11 — дополни-
сопло.
шлака. Для парогенераторов, сжигающих сланцы, про-
ектируют шлакосбросные устройства, представляющие
собой лопастные затворы (рис. 7-2). Шлак мелкими пор-
циями подается в шлаковый канал. Это предотвращает
взрывы и хлопки, характерные для золы сланцевого
топлива.
7-2. ШЛАКОСМЫВНЫЕ ВАННЫ
Для топок с жидким шлакоудалением при выходе
шлака до 0,25 кг/сек устанавливают шлаковые ванны
(рис. 7-3). Ванны заполнены водой с постоянным уров-
нем, здесь происходит охлаждение и грануляция шлака.
Ванны снабжены плотным затвором, через который по
мере накопления определенного количества шлака осу-
ществляется его выпуск в канал гидрозолоудаления. Пе-
ред выпуском в канал шлак должен быть раздроблен до
размеров 80—100 мм.
9 Т. В. Виленский 129
Рис, 7-3. Шлаковая ванна для топки с жидким
шлакоудалением.
1 — чугунная облицовка пода; 2 — шуровочные лючки;
3 —смывное сопло; 4 — дополнительное сопло; 5 — ши-
бер-затвор с гидроприводом; 6 — решетка над каналом;
7 — дверца; 8 — переливная труба; 9— гидрозатвор-ком-
пенсатор.
Удельный расход воды через ванну для охлаждения
шлака
’ кг^кг' (7'2)
где fш — начальная температура шлака, должна
на 100°С превосходить температуру на-
чала жидкоплавкого состояния, °C;
I — ™ 70 — конечная температура шлака и воды, 0 С;
/'в=15 — начальная температура воды, °C;
£в = 4,19 — средняя теплоемкость воды,
кд ж [ кг-г рад \
с'ш и с"ш — соответственно начальная и конечная
теплоемкости шлака, кдж/кг-град
(см. табл. 7-1).
130

в ванну шлак рас-
трескивается и 'При-
обретает порошко-
образную структуру.
Холостая (ветвь
транспортера выхо-
дит наружу ванны.
Такая конструкция
удобна для наблю-
дения за состоянием
цепи, но может при-
вести к загрязнению
помещения вследст-
вие выноса частиц
шлака и воды.
1. П р о и з в о-
ди тельное ть
транспорте-
р a in о шлаку
GTp = -~ k, кг/сек,
(7-3)
где v — скорость
цепи, м]сек-,
Р ~ 2500'— плот-
ность мокрого шлака,
KljM3-,
а — расстояние
между скребками, .и;
k — коэффициент,
учитывающий угол
наклона транспортера
(при угле 35° k —
= 0,45);
ш — объем мате-
риала перед каждым
скребком, ms.
Для шлака, рас-
полагающегося у
скребка слоем тра-
пециевидного сече-
132
133
Ния с коэффициентом' наполнения <(', объем материала
перед каждым скребком может быть 'Определен по фор-
муле.
w = 3h2b<?, м?, (7-4)
где h и b — соответственно рабочая высота и ширина
скребков, м;
<р = 0,5 — коэффициент наполнения.
Обычно h — 0,1 м; 6 = 1,1 .и; д = 0,6 м.
Зная количество шлака, подлежащее удалению, мож-
но определить число транспортеров:
, ОшлС
GTP
(7-5)
где с~5ч-7 — коэффициент запаса.
2. Натяжения цепи в различных точках
скребкового транспортера
Выбор скребкового транспортера производится по тя-
говому усилию на приводном барабане, складывающе-
муся из натяжений отдельных участков цепи. Натяжения
определяются методом обхода участков. Обход можно
начинать с точки 1 сбегания цепи с приводной звездоч-
ки (рис. 7-4,6). Натяжение в этой точке (Si) можно при-
нимать порядка 3 000-4-4 000 н. Натяжение в точке 2 боль-
ше, чем в точке 1, за счет трения в подшипниках звез-
дочек:
S2 = S, -J- (SH -ф- Sc6 G3E)-g- f1n1, н, (7-6)
где SH, So6, G3E— соответственно натяжения набегающей
и сбегающей ветви и вес звездочек,
SH = 0,93Sc6; Sc6 = 3 000=5000 «,
G3E = 800 и;
d и D — соответственно диаметры цапфы вала
и звездочки, м (d/D = 0,16 = 0,2);
А = 0,15—коэффициент трения в цапфах;
п, — число звездочек на холостой ветви
транспортера.
134
Натяжение в точке 3 увеличивается за счет сопротивле-
ния изгиба цепей и трения в подшипниках
(S„ -ф- Scg) -р- f2 -|“ (SU 4“ ^сб 03B) — ft, Н,
(7-7)
где S — диаметр цапфы шарнира звена цепи, м (tyD —
= 0,04);
f2 — 0,4 — коэффициент трения в шарнирах.
Натяжение в точке 4 учитывает трение цепей по дну
ванны
84 = 83-]-7ц^ (ffi’cosaj — sin a,), H, (7-8)
где вес погонного метра цепи (qK & 300 н^м.)',
— длина нисходящей ветви, м;
w = 0,2ч-0,25—'Коэффициент тяги;
ах — угол наклона нисходящей ветви.
Натяжения в последующих точках учитывают трение
цепей и шлака
$5 = $4-Н3(<7ц®+<7шл/), «, (7-9)
где <7шЛ — вес шлака, приходящийся на 1 пог. м цепи,
н]м',
f = 0,7 — коэффициент сопротивления движению шлака.
5e = Ss + h [7ц (w cos a2 + sin a2) <7ШЛ (/cos a2 -f- sin a3)], «;
(7-Ю)
7шл = ^, н)м, (7-11)
g = 9,81— ускорение силы тяжести, AifceK2.
3. Тяговое усилие на приводном барабане
№б = S7 — 8”р + 1ГР , н, (7-12)
где S"ap и 8"р — соответственно натяжения в набегающей
и сбегающей с приводного устройства
цепи. В нашем случае 8"р=80, 8”р=8,;
1ГР — сопротивление при огибании приводной
звездочки,
№пр = 0,05 (8"р + 8"р), н. (7-13)
135
4. Мощность двигателя
N = ^-, вт, (7-14)
Чи
где v — скорость движения цепи, м/сек-,
т]м — к. п. д. передающих механизмов, обычно лежит
в пределах от 0,6 до 0,7.
5. Расчетное усилие цепи
Расчет цепей на прочность производится по макси-
мальному расчетному усилию, которое складывается из
статического и динамического усилий
5 = 30т4-5ДИн = 5ыакс + 3/макс^ф^Л «. (7-15)
где Знаке = 3"р — максимальное натяжение цепей, н;
/макс—наибольшая величина ускорения цепи,
м/сек2-,
9шл и 9ц — вес шлака и цепи на 1 пог. м, н/м',
£=9,81— ускорение силы тяжести, м/сек2-,
I — полная длина цепи, м\
/«—коэффициент для рассматриваемого
транспортера, равный 2.
/макс = ^р, м/сек2, (7-16)
где г — число зубьев звездочки;
t—шаг тяговой цепи, м.
Для обычно применяющихся конструкций з = 15,
/ = 0,1 м.
6. Расчет привода
Диаметр делительной окружности звездочки
Ро = Лго’
sin—
z
Число оборотов звездочки
= об/мин, (7-18)
136
или окружная скорость
9 v
°’зв=й~- рад/сек. (7-19)
Z/o
Обычно п — 4 = 6 об/мин, что соответствует ш =
= 0,42 = 0,63 рад /сек.
Передаточное число редуктора
^зв ^;;в
где нэ.д и Ыэ.д — число оборотов и окружная скорость
электродвигателя.
Для привода звездочки от редуктора могут приме-
няться цепь Галля или якорная цепь, которые выбирают-
ся по окружному усилию Р:
Р = ^, н, (7-21)
Лзв
= дж, (7-22)
т( = 0,7.
7. Усилие для перекатывания ванны
РП = ^-.^±Д н, (7-23)
тк R 4 ’
где Q — полный вес тележки, включающий вес транспор-
тера, приводных механизмов тележки и ванны,
заполненной водой и шлаком, «;
k — коэффициент трения качения (сталь по стали),
равный 0,005;
f—коэффициент трения скольжения (сталь по чу-
гуну) > равный 0,15;
г — радиус оси, м;
Р — радиус колеса, м;
— число колес тележки.
8. Расход воды через ванну для охлаж-
дения шлака
Расход воды определяют по формуле >(7-2), причем
для жидкого шлака ^ш=Тз+100, где /з—'температура
начала жидкоплавкого состояния для шлака, С.
Для гранулированного шлака fm*»600oC.
7-4. ЗОЛОСМЫВНЫЕ И ЗОЛОСПУСКНЫЕ УСТРОЙСТВА
Золосмывные устройства устанавливаются под бун-
керами золоуловителей. Они должны равномерно пода-
вать золу из бункера в канал гидрозолоудаления, не до-
пуская пыления и присосов воздуха в золоуловитель Су-
ществует много разновидностей золосмывных устройств.
Рис. 7-5. Золосмывнои аппарат с гидро-
затвором.
1 _ корпус; 2 — крышка; 3 — смывной патру-
бок; 4 — сопло; 5 —сливная труба.
Верхние цифры соответствуют аллДРп^'
MBH-2536-0I, нижние — аппарату MBH-2o3b-U2
138
В настоящем параграфе рассматривается расчет наибо-
лее характерных из них.
Расчет серийно выпускаемых золосмывных и золо-
спускных устройств не приводится, если эти устройства
после выбора их по нормалям не нуждаются в повероч-
ном расчете.
Золосмывной аппарат с гидрозатво-
ром (рис. 7-5) является весьма совершенным золо-
смывным устройством, предназначенным как для посто-
янного, так и для периодического смыва золы. Разрабо-
таны два типоразмера аппаратов >(табл. 7-2).
Таблица 7-2
Характеристика золосмывных аппаратов с гидрозатвором
Обозначение аппарата Производи- тельность по сухой золе, кг/сек Диаметр от- верстия соп- ла, мм Давление во- ды перед соп- лом, Мн/м* Удельный расход воды на смыв, кг!кг
МВН-2536-01 0,38 9 0.2 3,9
0,4 10 3,2
0,55 12 3,5
0,7 0,3 3,4
0,85 2,9
МВН-2536-02 1,1 16 4,0
1,4 3,2
1,7 18 3,4
Диаметр сливной трубы может быть рассчитан по
формуле
d = 0,257 -+/см)-, м, (7-24)
где Ga — выход золы, кг]сек\
Кп — удельный расход воды на смыв, ке/кг.
139
Для значений производительности, отличающихся от
табличных, диаметр сопла определяется по формуле
/Gage к
Р
м,
(7-25)
где —'коэффициент расхода сопла (ф~0,7);
р — давление воды, перед соплом, н/м2.
Аппарат работает без золоспускного устройства —
шибера или мигалки. Его можно применять только на
парогенераторах без наддува.
Аппарат типа «ковш-мигалка» (рис. 7-6)
устанавливается для удаления шлака из-под мокрых зо-
Рис. 7-6. Золосмывной аппарат типа «ковш-мигалка».
лоуловителей — центробежных скрубберов. Для мокрых
прутковых золоуловителей применяется стационар-
ный гидрозатвор (рис. 7-7) с побудительным соп-
лом, из которого непрерывно подается вода (£См~
— 0,2 кг/кг) Диаметры сливной трубы и сопла могут
быть рассчитаны по формулам 7-24 и 7-25.
Наряду с золосмывными находят применение золо-
спускные устройства, работающие на сухой золе. В систе-
мах гидрозолоудаления они применяются в комбинации
с устройством для смачивания и смыва золы в золовой
канал. Из золоспускных устройств наиболее широко рас-
пространены шибер-мигалка и мигалка ВТИ.
Шибер-мигалка. Применяется для парогенера-
торов малой мощности и является весьма простым
устройством (рис. 7-8,а). Клапан устройства открывает-
ся, когда слой золы на нем создает крутящий момент,
превышающий момент, создаваемый противовесом. Не-
достатки шибера-мигалки — периодичность работы, пьг-
140
корпус; 2 — смывное сопло; 3 —крышка; 4 —рабочая слнвная труба; 5 — труба для перелива.
141
ление, возможность присоса воздуха во время открытия
клапана. Последний недостаток устраняется установ-
кой последовательно двух мигалок, срабатывающих по-
очередно.
Наиболее совершенная конструкция — мигалка ВТИ.
в)
Рис. 7-8, Золоспускные устройства.
а — шибер-мигалка; б — мигалка ВТИ; / — конус
мигалки; 2 — фиксатор степени открытия.
Мигалка ВТИ (рис. 7-8,6) снабжена клапаном,
выполненным в виде конуса, качающегося на призмах.
Имеется фиксатор степени открытия затвора в виде по-
ворачивающейся скобы.
Мигалка ВТИ работает непрерывно. Столб пыли, на-
ходящийся над конусом, держит клапан в приоткрытом
положении, обеспечивая высыпание золы и в то же вре-
142
мя препятствуя проникновению наружного воздуха. Ми-
галка ВТИ обеспечивает непрерывность в работе и отсут-
ствие присосов.
Расстояние между нижней частью бункера и мигал-
кой (высота столба пыли):
h = ^—, м (7.2б)
gRnac ' '
где $3у — разрежение в золоуловителе, nfM1,
g = 9,81—ускорение силы тяжести, м/сек2',
Рнас —насыпная плотность золы, кг/лг3 (р~1 ООО кг[м3).
Диаметр мигалки
= ж, (7-27)
где G3 — количество золы, оседающее в золоуловите-
ле, кг) сек-,
q — удельная нагрузка мигалки, обычно прини-
мается равной 80 кг/м2 •сек.
7-5. ПОБУДИТЕЛЬНЫЕ СОПЛА
Побудительные сопла устанавливают на трассе шла-
козоловых каналов в местах торможения потока и воз-
можного выпадения шлака: в начальных участках кана-
ла, в узлах сопряжения, у шлаковых шахт, перед течка-
ми из-под золоуловителей. Устанавливают их также на
длинных прямых участках :
при напоре 1,2 Мн/м2 расстояние между соплами 154-20 л«;
при напоре 0,74-0,8 Мн/м2 расстояние между
соплами 104-16 At;
при напоре 0,14-0,3 Мн/м2 расстояние между
соплами 34-5 м.
Побудительные сопла устанавливают по оси канала
с углом наклона ко дну 64-10°. Высота от дна канала
250—300 мм, чтобы не застревали крупные куски шлака.
Диаметр сопла обычно принимается равным 10, 12 или
14 мм.
Общий расход воды на транспорт шлака и золы:
Q = 4>]/~у- м3/сек, (7-28)
143
где dc — диаметр сопла, м;
Q — общий расход воды, м3[сек\
п — общее число сопел;
рв= 1 000 —плотность воды, кг[м3',
р-—напор воды, н]мг",
ср — коэффициент расхода.
Зависимость коэффициента расхода от диаметра сопла
du, мм
84-9
10-7-16
174-19
204-22
0,7
0,75
0,8
0,85
7-6. ШЛАКОЗОЛОВЫЕ КАНАЛЫ
Каналы (рис. 7-9) обычно выполняются из железобе-
тона, нижняя часть их облицовывается плитами из лито-
го камня-базальта с радиусами облицовки t/?o=!OO, 150,
Рис. 7-9. Шлакозоловой канал.
1 — железобетонное основание; 2 — ба-
зальтовые плиты.
.175 или 200 мм. В настоя-
щее время чаще всего
применяется облицовка с
радиусом, равным 150 мм.
Трассу каналов старают-
ся делать с минимальным
количеством поворотов,
которые должны иметь
радиус не менее 2 м. Эо-
ловые каналы выполняют
с уклоном 1%, шлако-
вые каналы—1,5%'. Со-
единения каналов долж-
ны производиться 1ПОД ос-
трым углом. Скорость во-
ды выбирается не менее
1,6 м[сек для транспор-
тирования шлака и 1 м/сек
для транспортирования
золы. В случае жидкого шлакоудаления шлак выпадает
в виде нитей и имеет значительно больший кажущийся
удельный вес, чем в случае гранулированного шлако-
удаления. Это требует увеличения скорости движения
пульпы.
144
Шлакозоловые каналы рассчитываются по расходу
воды и «силе влечения» потока, которая определяется по
формуле
= <7'29)
где g- = 9,81 м[сек- — ускорение силы тяжести;
рв = 1 000 кг/м? — плотность воды;
i— уклон канала, %;
Рис. 7-10. Номограмма для расчета шлакозоловых каналов
с радиусом облицовки Ra= 150 мм.
10 Т. В. Виленский 145
Полученная сила влечения должна быть не менее
приведенных ниже значений:
для транспортировки шлака F = 6 н/л2;
для транспортировки золы F = 2 н/м2.
Минимальная высота наполнения канала 90 мм, макси-
мальная— равна радиусу закругления облицовки /?о-
Скорость потока в открытом канале
м/сек, (7-30)
где г—'Коэффициент шероховатости, равный Для ба-
зальта 0,01.
При расчетах можно пользоваться номограммой, при-
веденной на рис. 7-10. Зная часовой расход воды, GB,
м3/ч, уклон канала, i, % и проведя на номограмме гори-
зонталь с ординатой, соответствующей расходу, до пере-
сечения с кривой, определяющей уклон канала, можно
найти скорость потока w, наполнение канала Н и гидрав-
лический радиус </?.
Расход гидросмеси определяется как сумма количеств
воды, расходуемой шлакосмывными и золосмывными
устройствами и побудительными соплами.
Удельный расход воды на смыв и транспорт по кана-
лу шлака и золы для системы с гидроаппаратами может
лежать в пределах 6ч-8 кг/кг для гидроаппарата, распо-
ложенного в котельной, и 8-=-12 кг/кг — для вынесенного
гидроаппарата; для системы с багерными насосами: 10—
15 кг;кг, если насос расположен в котельной и около
30 кг/кг — для вынесенного багерного насоса.
7-7. ГИДРОАППАРАТЫ
Гидроаппарат системы Москалькова (рис. 7-11) осно-
ван на водоструйной эжекции. Эжектирующая вода, вы-
текающая с большой скоростью (до 100 м/сек) из сопла,
подсасывает гидрошлакозоловую (рабочую) смесь из
воронки. Давление эжектирующей воды 4-^-6 Мн/м2. Вме-
сте со смесью в аппарат подсасывается также и воздух
или из приемной воронки (если она неполностью зато-
плена), или подводится по специальной трубке внутрь
эжектирующего сопла. Наличие воздуха положительно
сказывается на работе аппарата. Воздух ослабляет ви-
брацию, вызываемую поступлением и дроблением шлака,
и способствует большей устойчивости работы.
146
Гидрашлакозоловоз-
душная смесь проходит
через диффузор, в гор-
ловине .которого проис-
ходит дробление круп-
ных кусков шлака. По-
этому перед гидроаппа-
ратом не устанавлива-
ют специальных шла-
кодробилок.
В одном приямке
обычно устанавливает-
ся параллельно два ги.
дроап'парата: один — в
работе, другой—в ре-
зерве или ремонте.
При поверочном
расчете системы гидро,
золоудаления с гидро-
аппаратами должны
быть известны напор и
расход эжектирующей
воды, геометрические
размеры аппарата, а
также количества шла-
ка, золы и рабочей во-
ды, подлежащие удале-
нию. В результате по-
верочного расчета оп-
ределяется напор пуль,
пы да аппаратом, кото-
рый должен быть до-
статочен для транспор.
тироэки ее на золоот-
вал.
При конструктор-
ском расчете для про-
ектируемой системы ги.
Дрозолоудаления дол-
жен быть известен не-
обходимый напор пуль-
пы и расходы шлака,
золы и рабочей воды,
10*
-----QLL
Рис. 7-11. Гидроаппарат системы Москалькова М-3,
эжектирующее сопло: 2 -приемная воронка; 3 - диффузор; 4 - трубопровод эжектирующей воды.
147
Определению подлежат геометрические размеры аппа-
рата, а также расход и напор эжектирующей воды.
Для определения геометрических размеров необходимо
знать скорости в эжектирующем сопле и диффузоре ап-
парата. Последние определяются из уравнений, описы-
вающих условия преобразования энергии в аппарате.
1. Основные расчетные уравнения
В гидроаппарате происходят следующие процессы;
1) переход статической энергии эжектирующей воды
в динамическую энергию струи;
2) процесс смешивания эжектирующей воды с рабо-
чей водой, шлаком, золой и подсасываемым воздухом,
происходящий на основе равенств количеств движения
в камере смешения;
3) преобразование кинетической энергии пульпы
в диффузоре в давление за ним, необходимое для транс-
порта пульпы на золоотвал по шлакозолопроводам.
Кинетической энергией перед эжектирующим соплом
и на выходе из аппарата можно пренебречь. Давление
в камере смешения равно атмосферному.
В соответствии с этим можно записать следующие
уравнения:
= G8( вот, (7-31)
= (G3 Gp -J- Сш.з -|- GB) шд, н, (7-32)
9
(GB + Gp Gju.s GB) —- 7]Д = (Ha HдР) (Q3 4~Qp4-
4~Фш.з)4~4, em, (7-33)
sm’ (7‘34)
где Я8 и Hu — соответственно напор эжектирующей
воды и пульпы после аппарата, н/м2;
G3, Gp, Gju a, GB — соответственно массовые расходы ком-
понентов: эжектирующей и рабочей
воды, шлака, золы и воздуха, кг/сек;
Qa, Qp> Qni.3, Qb — объемные расходы компонентов,
м2/сек;
wa и — соответственно скорость эжектирую-
щей воды в сопле и скорость пульпы
в горловине диффузора, м/сек;
148
7]э и т;д коэффициенты полезного действия
эжек тирующего сопла и диффузора,
учитывающие потери преобразования
энергии;
#д р = 0,27/п — напор, расходуемый на дробление
шлака, н]м2',
А — мощность изотермического сжатия
воздуха в диффузоре, вт\
Б 10s н[м.2 — атмосферное давление.
При поверочном расчете надо пользоваться последо-
вательно уравнениями (7-31) ->i(7-34), определяя оъ, &’д,
А п Яп. 'При конструировании расчет ведется в обрат-
ном порядке. Определив А, последовательно находят ауд,
tc'n и На. В последнем случае принимают Q3 = QP, что со-
ответствует оптимальным условиям работы аппарата.
Можно также принимать т]э = 0,9; т]д = 0,7; QB =
= 0,75(Q3+Qp).
2. Коэффициент полезного действия ги-
дротранспорта
Коэффициент полезного действия гидротранспорта
системы с аппаратом Москалькова выразится как отно-
шение энергии, сообщаемой пульпе, состоящей из рабо-
чей воды, шлака и золы к энергии, затрачиваемой на
создание эжекции
„ ___(Qp + QnT.a)7fn
^г'г ~~ ОУЬУ ,н’
где цп — к. п. д. насоса эжектирующей воды, равный
примерно 0,65.
Обычно к. п. д. гидротранспорта равен г]гт ~7%. Без
учета подсоса воздуха г]гт^8%. При гидроаппарате, ра-
ботающем па чистой воде (без шлака, золы и воздуха)
к. п. д. повышается до ~10%,
3. Диаметр эжектирующего сопла
(7-36)
Г
4. Диаметр горловины диффузора
= 1/~+_Q^+ Qg-3. + QA (7-37)
Г
II Т. В. Виленский 149
5. Расстояние от сопла до горловийЫ
диффузора
/ = 4,65Л°'\ я. (7-38)
На электростанциях применяются следующие типы
эжекторных гпдроаппаратов: аппараты модели М-2 и
М-3; аппараты с воздушной трубкой, вмонтированной
в напорное сопло, по которой из атмосферы подсасы-
вается воздух.
7-8. ВАТЕРНЫЕ И ШЛАМОВЫЕ НАСОСЫ
Ватерный насос представляет собой одноступенчатый
центробежный насос, предназначенный для перекачки
гидрошлакозоловой смеси (пульпы), содержащей куски
до 50 мм. Для измельчения кусков шлака до крупности
25 -г- 50 лт.и служат шлакодробилки.
Ватерный насос 10Б-7 (рис. 7-12,а) состоит из корпуса,
рабочего колеса и брони. Для уплотнения сальника по-
дается чистая вода под давлением, большим, чем напор
насоса, что предохраняет вал от истирания, т. е. исклю-
чается просачивание пульпы, загрязненной частицами
золы. Насос имеет четыре лопасти, загнутые назад.
Характеристика насоса 10Б-7 приведена на рис. 7-13.
У насоса 8-ГР-8 (рис. 7-12,6) вода для уплотнения
вводится не только в сальники, но н между броней и
колесом. Насос имеет горизонтальный разъем. Нагнета-
тельный патрубок расположен горизонтально. В послед-
нее время внедряются насосы с вертикальным валом,
что позволяет устанавливать электродвигатель выше на-
соса на уровне пола котельной. При этом электродвига-
тель не подвержен затоплению, размеры приямка для
насосов значительно уменьшаются.
На электростанциях находит применение новый тип
насоса — «смерчевой» 8НС (рис. 7-12,в). В отличие от
обычных багорных насосов рабочее колесо «смерчевого»
насоса имеет вид чаши с радиально поставленными ло-
патками. При его вращении образуется «присоединен-
ный» вихрь, который увлекает воду, отбрасывая ее к пе-
риферии и сообщая ей необходимую скорость. Скорост-
ной напор воды в расширяющемся выходном патрубке
преобразуется в давление. Благодаря наличию присо-
единенного вихря жидкости, который сообщает движе-
ние транспортируемой смеси, рабочее колесо мало стал-
150
гтт
Рис. 7-12. Ватер-
ные насосы.
а -- 10Б-7; б - 8ГР-8-,
В-8НС-. I-корпус;
? — броня; 3 — рабо-
чее колесо; 4 — в0Да
на уплотнение.
A L—
151
11*
КИ'Ьаётсй с частицами шлака и золь! и поэтому Мало
изнашивается.
В приведенной ниже таблице даны характеристики
применяемых в настоящее время багерных насосов.
Рис. 7-13. Характеристика насоса 10Б-7.
Характеристики багерных насосов
Тип насоса Диаметр колеса, м Производи- тельность, м?(сек Напор, кн/м2 Скорость вращения, рад (сек Мощ- ность элек- тродвига- теля, кет
10-Б-7 0,86 0,16 450 79 240
12-ГР-8А 0,74 0,16 450 79 240
То же 0,825 0,37 550 79 570
8-ГР-8М 0,5 0,08—0,14 400—360 103 80—100
5-ШНВ 0,51 0,07—0,15 900—880 153 —
То же 0,51 0,07—0,15 420—360 103 —
«Смерчевой* 0,45 0,07—0.15 420—680 153 —
8НС — 0,08 300 но
То же — 0,035 120 —- ——
Багерные насосы имеют малый к. п. д., что обуслов-
ливается малым числом лопаток и большими зазорами,
рассчитанными на пропуск крупных кусков шлака. Мощ-
ность, потребляемую багерным насосом, можно подсчи-
тать по формуле
N = (7-39)
’ll*
где Q — производительность,
Ни—напор насоса, н/м2;
152
Чн —средний к. п. д.;
1,2 — коэффициент, учитывающий уменьшение к. п. д.
вследствие износа.
Приближенная формула:
У = 8-104 + 0,ЗЯи, вт. (7-40)
По эмпирической формуле можно подсчитать и к. п. д.
насоса:
71 = 4,9.10s +i,85//n ' (7‘41)
Напор, который может 'создать багерный насос,
иногда оказывается недостаточным для транспорта пуль-
пы. В таком случае приходится проектировать систему
с последовательно работающими насосами — двухсту-
пенчатая перекачка.
На каждую линию надо ставить параллельно три
насоса: один — в работе, один — в резерве и один —
в ремонте. При двухступенчатой перекачке количество
насосов, обслуживающих один канал и один шлакозо-
лопровод, возрастает до шести. Это значительно увели-
чивает капитальные затраты и усложняет эксплуатацию
и ремонт.
Дробление шлака перед поступлением в багерный насос может
быть осуществлено с помощью шлакодробилки ШД-12 производи-
тельностью по сухому шлаку 12 т/ч, которая показана на рис. 7-14.
Шлакодробилка устанавливается в одном приямке с багерными на-
сосами. В случае скребкового шлакоудаления шлакодробилку ШД-12
не устанавливают, так как шлак дробится непосредственно перед
его сбросом в канал. При отсутствии шлакодробилки перед насосом
размеры приямка значительно сокращаются и багерные насосы мо-
гут быть установлены между парогенераторами.
Для удаления из потока шлакозоловой смеси металлических,
а также иных тяжелых предметов, которые могут забить каналы и
вызвать повреждение оборудования золоудаления, применяются ме-
таллоуловители отбойно-переливного типа (рис. 7-15), которые
устанавливаются как перед шлакодробилкой к багерному насосу,
так и в приемном бункере аппаратов Москалькова. Поступающая
из каналов пульпа .ударяется в вертикальные отбойные стенки и по-
ворачивает под углом 90° к переливному порогу. При поворотах
потока металлические предметы (а также крупные куски шлака)
выпадают и оседают на дно. Далее шлак выносится через перелив-
ной порог, а металлические предметы остаются па дне, которое пе-
риодически поднимают и очищают от металла.
Недостатком этих металлоуловителей является значительное ги-
дравлическое сопротивление порядка 400—500 н/л2 из-за сложной
153
Рис, 7-14, Шлакодробилка ШД-12.
1 — корпус; 2 — зубчатый валок; 3 — щека с шипами; 4 — пружина;
5 —наклонная решетка.
Рис. 7-15. Д\еталлоуловитель отбойно-
переливного типа.
154
траектории движения пульпы, заставляющей идти на увеличение
заглубления.
Если требуется перекачивать не шлакозоловую пуль-
пу а только эоловую, применяют шламовые насосы.
' В качестве таковых используют насосы для перекач-
ки песка 6П-7 производительностью до 0,11 м?1сек с на-
пором 450 кн/м2, числом оборотов 100 рад/сек и к. п. д.
порядка 0,3. Эти насосы имеют такую же конструкцию,
как и багерные.
При большом расходе пульпы используют также на-
сосы типа землесосов 8НЗ с напором до 260 кн/м2
производительностью 0,2-7-0,25 м3!сек, имеющие к. п. д.
0,65. Шламовых насосов обычно устанавливают по два:
один рабочий и другой резервный.
7-9. ШЛАКОЗОЛОПРОВОДЫ
Шлакозолопроводы (пульпопроводы) для подачи
шлака и золы па золоотвал изготавливают из стальных
труб диаметром от 200 до 500 мм.
Трассу канала обычно выполняют с уклоном в сторону насоса
или, лучше, в сторону золоотвала для стока воды при отключении
системы. Трасса должна иметь минимальное количество поворотов.
Трубы укладывают без изоляции. На трассе пульпопроводов уста-
навливают компенсаторы расширений и обратные клапаны.
В трубопроводах при известных условиях могут иметь место
отложения карбоната кальция (см. § 6-1) и абразивный износ зо-
лой. Борьбу с отложениями можно вести путем устройства замкну-
того цикла, умягчения воды, в отдельных случаях применением
мокрых золоуловителей, специальных покрытий внутренней поверх-
ности труб или очисткой трубопроводов.
1. Скорость пульпы
Скорость движения шлаковой или золовой пульпы
должна несколько превышать критические скорости, т. е.
скорости, ниже которых начинается выпадение твердых
частиц из потока. В табл. 7-3 приведены критические
скорости транспортирования эталонного шлака на гори-
зонтальных участках w’urt и критические скорости
транспортирования золы w3 в зависимости от расчетной
концентрации твердой примеси в воде [Л. 24]. Для шла-
козоловой смеси критические скорости берутся по
шлаку.
155
Таблица 7-3
Критические скорости транспортирования эталонного
шлака и золы
(по данным Всесоюзного научно-исследовательского
института гидротехники им. Веденеева—ВНИИГ)
С. % <2 2—5 64-10 1Н-15 164-20 >20
11'4' , м/сек 1,6 1,8 2,0 2,2 2,4 —
, м/сек 1 ,2 1,2 1,25 1,3 1,35 1,44-1,5
Расчетная концентрация твердой примеси в воде
С = 7Я^-100, в/0, (7-42)
Ст В О д ы
где GTB— расход твердой примеси, KzjceK', для гидро-
транспорта шлака GTB —Сщ, для шлакозоловой
смеси расчетную концентрацию можно опреде-
лять только по шлаку GTB = Gni, для золы
GTB = G3j
Своды — расход воды в шлакозолопроводе, KzjceK.
За эталонный принят шлак с плотностью р=2 500кг]м?
и весовой пористостью « = 35-4-400/(l. При других значе-
ниях р и п критические скорости шлака (шлакозоловой
смеси) на горизонтальных участках принимаются с попра-
вочным коэффициентом k согласно табл. 7-4
а/ =w3'r-k. (7-43)
ш ш '
Таблица 7-4
Значения поправочного коэффициента k для шлака
в зависимости от плотности ? и весовой пористости п
Плотность Пористость шлака п, О/ /о
ШЛИ КН р, кг]м3 0 10 20 30 40 50
2 000 1 ,0 0,95 0,9 0,85 0,8 0,75
2 500 1 ,2 1,15 1,1 1 ,05 1 ,о 0,95
3 000 1,4 1 .35 I ,3 1 ,25 1,2 1,15
3 500 1 ,6 ’ 1,5 1,45 1,4 1,35 1 ,3
156
На наклонных участках трубопровода с углом на-
клона более 10° критические скорости шлака определя-
ются по формуле
Р-44)
где w — критическая скорость шлака (шлаковой
смеси) на горизонтальном участке, м!сек\
tg<f> ^0,67 — коэффициент трения качения;
sin а — синус угла наклона трубопровода к гори-
зонту. Знак плюс соответствует подъему,
знак минус—спуску трубопровода.
Увеличение скорости на подъемных участках достигает-
ся за счет уменьшения диаметра трубы.
2. Диаметр шлакозолопровода
ба [ Своды
рз Рн о д ы
(7-45)
где w — скорость шлакозоловой смеси (пульпы)
в шлакозолопроводе, м^сек',
бш, G3, GB0HbI— расходы шлака, золы и воды, KzjceK',
Рш> Рз> Рводы — плотность шлака, золы и воды, кг!м*.
При отсутствии специальных данных о плотностях
шлака и золы можно принимать ориентировочно: рщ~
~ р3 = 2500 кг/л«3; плотность воды рводЫ= 1 000 кг/лг3.
3. Гидравлическое сопротивление шлак о-
золопровода
д р=И + Q (ч>^ +
Ч-Рсм^, н]м2, (7-46)
где С — коэффициент, учитывающий местные сопротив-
ления. Предварительно принимается С —
— 0,05-4-0,1;
7В — коэффициент трения для чистой воды. Прини-
мается в зависимости от диаметра шлакозоло-
провода.
157
D, м 0,2 0,25 0,3 0,35 0,4 0.45 0,5
ч 1,95-10-» 1,85-10'» 1,8-10-» 1,75-10-» 1,7-10-» 1,65-10-» 1.S-10-»
<р — коэффициент увеличения Лв, учитывающий воз-
можность минеральных отложений в трубопро-
воде. Для шлака и золы со щелочностью
ZZ/>2000 мг-экв/кг ¥=1,15; для Щ —
= 1300=-2000 мг-экв/кг <р = 1,1;
— коэффициент дополнительного сопротивления
на разгон и движение шлака (см. табл. 7-5);
/г и/в — соответственно длины горизонтальных и на-
клонных участков, лг,
Коэффициент дополнительного сопро
Скорость Концентрация
воды, м/сек 1 2 3 * б 7 8 9
0,9 4,47 7,0 9,52 11,76 14,0 16,14 18,28 20,42 22,56
1,0 3,17 5,5 6,93 8,67 10,4 12,06 13,72 15,38 17,04
1,1 2,24 3,67 5,11 6,44 7,76 9,07 10,38 11,69 13,0
1,2 1 ,59 2,71 3,82 4,92 6,02 7,06 8,09 9,13. 10,16
1,3 1,17 2,04 2,90 3,79 4,68 5,54 6,4 7,25 8,11
1,4 0,84 1 ,51 2,18 2,91 3,64 4,36 5,07 5,79 6,5
1.5 0,60 1,13 1,65 2,25 2,86 3,46 4,06 4,65 5,25
1,6 0,46 0,88 1,3 1,8 2,29 2,8 3,3 3,81 4,32
1,7 0,36 0,70 1,04 1.43 1,82 2,24 2,67 3,09 3,51
1,8 0,27 0,55 0,82 1,13 1,44 1,81 2,18 2,54 2,91
1,9 0,24 0,47 0,69 0,94 1,18 1,49 1,8 2,11 2,42
2,0 0,20 0,39 0,57 0,78 0,98 1,25 1,51 1,78 2,04
2,1 0,17 0,33 0,48 0,66 0,83 1,06 1,29 1,51 1,74
2,2 0,14 0,28 0,41 0,56 0,71 1,91 1,1 1,3 1,49
2,3 0,12 0,24 0,36 0,49 0,62 0,79 0,95 1,12 1,28
2,4 0,10 0,21 0,32 0,44 0,55 0,69 0,83 0,97 1,11
2,5 0,09 0,19 0,29 0,40 0,50 0,62 0,75 0,87 1,00
2,6 0,09 0.17 0,24 0,35 0,45 0,56 0,66 0,77 0,87
2,7 0,08 0.15 0,22 0,32 0,42 0,51 0,60 0,70 0,79
2,8 0,07 0,14 0,20 0,29 0,38 0,46 0,54 0,63 0,71
2,9 0,07 0,13 0,19 0,27 0,35 0.42 0,49 0,57 0,64
3,0 0,06 0,12 0,18 0,25 0,32 0,38 0,45 0,51 0,58
3,25 0,0.5 0,10 0,15 0,21 0,26 0,31 0,37 0,42 0,48
3,50 0,05 0,09 0,13 0,18 0,23 0,28 0,32 0,37 0,41
3,75 0,04 0,08 0,12 0,16 0,20 0,24 0,28 0,32 0,36
4,00 0,04 0,07 0.10 0,14 0,18 0,21 0,25 0,28 0,32
158
D и DH — соответственно диаметры горизонтальных и
наклонных участков, м;
и wh — соответственно скорости на горизонтальных и
наклонных участках, м/сек\
рем — плотность шлакозоловодяной смеси, кг/м2',
2 = 9,81 —ускорение силы тяжести, м/сек2',
/г — высота подъема трубопровода, м. При спуске
берется со знаком минус.
При транспортировании золы
= 0, Рн = £)г! £ОН = £ОГ.
Плотность шлакозоловодяной смеси подсчитывается
по формуле:
рСм-ош+сСз+^одь? , кг]м\ (7-47)
Пщ I I в °д ы
Рш Ра рводы
Таблица 7-5
тивления для шлака Лш 102
шлака С, %
10 11 12 13 Ь1 15 16 17 18 19 20
24,7 — — — — — — —
18,7 20,5 22,3 24,1 25,9 27,7 — — —• — '—
14,3 15,72 17,14 18,56 19,98 21,4 — — —• — —
11,2 12,32 13,44 14,56 15,68 16,8 — —• •— — —
8,97 9,88 10,78 11,69 12,59 13,5 — •— —. — —
7,22 7,97 8,71 9,46 10,2 10,95 — — — — —
5,85 6,46 7,08 7,69 8,31 8,92 9,7 10,47 11,25 12,02 12,8
4,83 5,36 5,89 6,41 6,94 7,47 8,12 8,76 9,41 10,05 10,7
3,94 4,40 4,86 5,31 5,77 6,23 6,76 7,3 7,83 8,37 8,9
3,28 3,68 4,07 4,47 4,86 5,26 5,71 6,17 6,62 7,08 7,53
2,73 3,08 3,42 3,77 4,11 4,46 4.85 6,25 5,64 6,04 6,43
2,31 2,61 2,91 3,21 3,51 3,81 4,15 4,5 4.84 5,19 5 ,53
1 ,97 2,23 2,5 2,76 3,03 3,29 3,59 3,88 4.18 4,47 4,77
1,69 1,92 2,15 2,38 2,61 2,84 3,10 3,37 3,63 3,90 4,16
1,45 1 ,66 1,86 2,07 2,27 2,48 2,71 2,94 3,17 3,40 3,63
1,25 1 ,43 1,62 1,80 1,99 2,17 2,37 2,57 2.78 2,98 3,18
1,12 1 ,28 1 ,44 1,60 1 ,76 1,92 2,10 2,28 2,45 2,63 2,81
0,98 1,12 1,27 1,41 1,56 1,70 1,86 2,02 2,18 2,34 2,50
0,88 1 ,01 1,13 1 ,26 1,38 1,51 1,65 1,80 1,94 2,09 2,23
0,79 1,90 1,02 1,13 1,25 1,36 1,49 1,62 1,74 1 ,87 2,00
0,71 0,81 0,92 1,02 1,13. 1,23 1,34 1 ,45 1,56 1,67 1,78
0,64 0,73 0,82 0,92 0,01 0,10 1,20 1 ,29 1,39 1,48 1,58
0,53 0,60 0,66 0,73 0,79 0,86 0,93 1,00 1 ,06 1,13 1,20
0,46 0,51 0,56 0,60 0,65 0,70 0,75 0,80 0,84 0.89 0,94
0,40 0,44 0,48 0,53 0,57 0,61 0.65 0,69 0,74 0,78 0,82
0,35 0,39 0,42 0,46 0,49 0,53 0,57 0,61 0,64 0,68 0,72
159
Наряду с методикой ВНИИГ при больших концен-
трациях твердых примесей, С>11О°/о, можно пользовать-
ся методикой, разработанной в Московском энергетиче-
ском институте (МЭИ).
По данным МЭИ [Л. 25] критические скорости (для
труб с диаметром до 250 мм) могут быть определены
с помощью эмпирической формулы'
аУкр = ЛД’'С0-16’, м[сек, (7-48)
где Л — коэффициент, равный при гидротранспорте
золы 2,06; при гидротранспорте гранулирован-
ного шлака — 3,96; при гидротранспорте шлака
из-под топок с жидким шлакоудалением — 6,3;
D — диаметр трубопровода, м;
п — показатель степени, равный для золы 0,54 и для
гранулированного шлака и шлака из-под топок
с жидким шлакоудалением — 0,65;
С — расчетная концентрация твердых примесей
в воде, %.
Значения аукр по формуле (7-48) получаются больши-
ми, чем по данным ВНИИГ.
Коэффициент дополнительного сопротивления по ме-
тодике МЭИ
где ф— коэффициент, равный для гранулированного
шлака 71,2 и для шлака жидкого шлакоудале-
ния — 196; >
т — показатель степени, равный 3,3 для гранулиро-
ванного и 3,5 для жидкого шлака.
7-10. ЗОЛООТСТОЙНИКИ
Золоотстойник представляет собой расположенный
вблизи от электростанции бассейн (рис. 7-16), в который
по каналам подается гидрошлакозоловая смесь (пуль-
па). Золу и шлак, осевшие в отстойнике, выгружают
в железнодорожные вагоны или автомашины и перево-
зят иа дальний золоотвал, а осветленную воду возвра-
щают в котельную к смывным аппаратам. Пульпа из
котельной попадает сначала в шлаковую, а затем в зо-
160
г
ловую камер}' через отверстия в разделительной пере-
городке. Таким образом, в первой камере, имеющей не-
большие размеры, оседают крупные куски шлака, а во
второй, большой камере, оседают тонкие фракции золы.
Продольный разрез
Рис. 7-16. Золоотстойник.
/ шлакозая камера; 2— эоловая камера; 3—камера осветленной воды;
’ камера периодического отстоя; 5 — шлакозоловые каналы; 6 — гибкий
шланг; 7 — перекачивающие насосы; 8 — смывные насосы; 9 — гвейфер.
Вода после отстоя переливается в камеру осветленной
воды, затем в коллектор, откуда откачивается насосом.
По ширине золоотстойник имеет 3 секции, причем
в двух из них происходит поступление пульпы и осаж-
дение, из третьей производится выгрузка золы и шлака
161
В вагоны. Коллектор объединяет все 3 секции. Из вы-
гружаемой секции вода откачивается специальными на-
сосами с гибким шлангом. Недостатки системы шлако-
удаления с золоогстойником заключаются в высокой
стоимости последнего и необходимости в специальных
вагонах. При замкнутом цикле смывной воды в ней со-
держится много мелких частиц.
Для расчета величин, характеризующих работу золо-
отстойника, необходимо иметь дисперсный состав шлака
и золы, т. е. состав ио весу (в процентах) в зависимости
от размеров частиц.
Дисперсный состав шлакозоловой смеси, например
подмосковного угля, может быть задан в следующем
виде:
Размер частиц,
мкм.............. 1,4 2,7 23 45 86 175 300 500
Содержание, % . 0,16 0,55 14,4 18 10,2 16,0 5,62 6,12
Размер частиц,
мкм..............ООО 1 800 >2 000
Содержание, % . 2,03 5,64 21,23
1. Скорости осаждения частиц в воде
Необходимые для расчета к. п. д. золоотстойника
скорости осаждения мелких частиц (от 2 до 100 мкм)
можно определить по формуле Стокса
и = м/сек, (7-50)
где g = 9,81— ускорение силы тяжести, м/сек1;
Ра и рв — соответственно плотности золы и воды,
кг/и1;
И — коэффициент динамической вязкости воды.
Для воды при температуре 10° С равен
1,33-10"3 нсек/м1; при 20° С — 1.02Х
ХЮ'3 нсек/м1;
5— размер частиц, я (134=10° мкм).
Расчет золоотстойника ведется, исходя из предполо-
жения, что сначала по всему сечению отстойника дви-
жется вода с золой, равномерно распределенной в сече-
нии. По пути движения воды происходит отстой золы.
Все частицы, достигшие дна отстойника, считаются
уловленными, не достигшие — выносятся (так называе-
мый «проскок») из отстойника (см. рис. 7-17).
162
Критическая скорость осаждения Для частиц, дости-
гающих дна на расстоянии от входа воды, равном пол-
ной длине золоотстойника (суммарной длине шлаковой
л золовой камер), определяется из расчета времени, не-
обходимого для опускания на дно; для таких частиц это
Рис. 7-17. Расчетная схема золоотстойника.
время равно т. е.: времени движения вдоль золоотстойника, т = сек, (7.51) W V,;p v '
отсюда hw bhw Q 1 i*"} м]сек, (7-52)
где L — длина золоотстойника, то есть шлаковой и зо-
ловой камер, м;
h и b — соответственно глубина и ширина золоотстой-
ника, м;
w— скорость движения воды по сечению золоот-
стойника, м/сек;
Q — расход воды через золоотстойник, мА/сек;
F— площадь золоотстойника или «зеркало от-
стоя», м2.
Как видно из формулы (7-52), работа отстойника
определяется при известном расходе воды величиной
зеркала отстоя. Частицы, имеющие скорости осажде-
ния, большие критической, будут улавливаться пол-
ностью на длине, меньшей L, имеющие скорости, мень-
шие критической, будут улавливаться частично.
Частицы, имеющие малую скорость осаждения
vi<vi:p, смогут, двигаясь от начального сечения, достиг-
нуть дна отстойника на длине L, если начнут опускаться
не от высоты h, а от высоты Частицы, находящие-
ся на большей высоте, уйдут из отстойника.
163
2. Коэффициент полезного действия зо-
лоотстойника
При условии равномерного распределения частиц
крупности I в начальном сечении отстойника дна достиг-
нут только те частицы, которые находятся в сечении вы-
сотой hi; следовательно, количество осевших частиц по
отношению ко всем входящим частицам, т. е. парциаль-
ный (фракционный) к. п. д. очистки воды в золоотстой-
нике можно записать следующим образом:
= (7-53)
' Л Vkp
Формула (7-53) имеет смысл только для ц,-<УКр- При
^г>Пкр частицы улавливаются полностью на длине,
меньшей L, и к. и. д. будет равен единице.
Полный к. п. д. золоотстойника
(7'54)
где Ф — фракция частиц данных размеров (скоростей
осаждения), %.
Сумма всех фракций 2Ф должна составлять 100%.
Таким образом, размеры золоотстойника (величи-
на F) определяются скоростью осаждения частиц,
являющихся критическими. В качестве таковых можно
принимать или достаточно малые по размерам частицы,
или такие частицы, которых больше по процентному со-
держанию, допуская проскок некоторого количества бо-
лее мелких фракций.
3. Содержание золы в циркулирующей
воде
Если выходящая из золоотстойника вода снова на-
правляется в котельную в качестве смывной и транс-
портирующей, содержание в-ней золы будет непрерывно
повышаться, главным образом, за счет обогащения ее
мелкими фракциями, которые плохо задерживаются
з отстойнике.
После т циклов доля проскока золы данной фракции
по отношению ко всему количеству золы этой фракции
может быть определена по формуле
= 1 — (fli)m
164
&
или
1 —I*!”
(н)тп = Pi + + • • 4“ !\г ~ 1 — (X,- • (7-56)
Количество всей золы в циркулирующей воде по от
ношению к количеству поступающей золы: -
<?з ___уу
с3вх~2Д 1-н
(7-57)
где — концентрация золы в циркулирующей воде, иду-
щей из золотоотстойника на смыв и транспорти-
рование, кг/кг;
GB* — концентрация золы в циркулирующей (смывной)
воде на входе в золотоотстойник, кг]кг’, вели-
чина, обратная удельному расходу воды на
смыв и транспорт.
В пределе, когда т -► со, относительное количество
золы можно определить по формуле:
_1____
(7-58)
Когда концентрация золы оказывается чрезмерной,
т. е. <7^ >0,01 кг[кг, надо или увеличивать размер от-
стойника, или устраивать продувку-вывод загрязненной
воды с добавлением свежей.
Долю продувочной воды по отношению к циркули-
рующей при количестве циклов т можно определить по
формуле
, Ф
у (..т__„т+Ц ——
н /100
(7-59)
165
ГЛАВА ВОСЬМАЯ
ПНЕВМАТИЧЕСКОЕ ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЕ
8-1. ШЛАКОЗАБОРНЫЕ И ЗОЛОЗАБОРНЫЕ НАСАДКИ
Насадки для забора шлака и золы в системе всасы-
вающего шлакозолоудаления выполняют двух типов:
горизонтальные тройники-насадки и телескопические на-
садки.
Для дробленого шлака и крупного уноса применяют
нерегулируемые насадки с постоянным углом открытия
приемного окна. Для мелкой золы применяют регули-
руемые насадки (рис. 8-1). Регулирование производится
поворотом внутренней трубы. При этом меняется откры-
тие окна для прохода золы в насадку. Воздух всасы-
вается через патрубок и отверстия-окна на поворотной
трубе.
Телескопические насадки (рис. 8-2) устанавливаются
в наклонном положении. Внутренняя золозаборная тру-
ба в насадке имеет диаметр водопровода d. Наружная
перемещаемая труба с патрубком для входа воздуха
имеет диаметр d', причем
d'= 1,42л?, м, (8-1)
Зазор «а» может меняться, что обеспечивает регулиро-
вание расхода забираемой золы.
При установке насадки в горизонтальном положении и при
концентрации золы в транспортирующем воздухе от 4 до 6 кг/кг
размер «а» составляет 40 мм. При установке насадки без кольца 5
этот размер увеличивается до 60 мм и более. При заборе золы из
газохода, в котором имеется небольшое разрежение (300+400 н/м2),
насадка может быть выполнена без патрубка 3 и кольца 4. В этом
случае воздух будет всасываться вдоль трубы 1.
Телескопическая насадка может установлена с разным уг-
лом наклона. При угле наклона более 20—30° кольцо 5 не устанав-
ливается. Чем больше угол наклона, тем меньше размер «а». При
угле 45° размер «а» будет от 5 до 15 мм. Установка насадки под
углом 60° не рекомендуется, так как прн этом резко возрастает ее
сопротивление. Установка насадок в горизонтальном положении при
малой концентрации также нежелательна, так как приводит к не-
равномерности работы и пульсациям.
Диаметры шлакозаборных и золозаборпых насадок определя-
ются в результате аэродинамического расчета (см. § 8-4)
166

1
«5
Я
К
«5
ЙЙ
о-
а
к
о
а
QJ
О
Н
сч
об
внутренняя труба; 2 — наружная труба;
патрубок для входа воздуха; 4-5 — кольцо.
I
167
I
i
8-2. ШЛАКОДРОБИЛКИ
Шлак из топки перед поступлением в шлакозолопро-
вод подвергается дроблению в шлакодробилках. Широко
распространены два типа шлакодробилок: двухвалковая
ДШЗ-2Х250 (250 мм — диаметр валков) производитель-
ностью от 1 до 4 кг!сек (в зависимости от длины рабо-
чих частей валков), с начальным размером кусков шла-
ка 100—120 мм и конечным — 35 лш. Для дробления бо-
лее крупного шлака с размером кусков до 400 мм при-
меняется трехвалковая дробилка ДШЗ-2Х 250X320
(рис. 8-3), в которой за основу конструкции принята
двухвалковая с диаметром валков 250 мм с добавлением
верхнего валка 320 мм для дробления крупных кусков
шлака.
Производительность такой дробилки меняется в за-
висимости от длины валков от 1,5 до 4 кг!сек. Круп-
ность шлака после дробилки 35 мм. Для обеспечения
работы дробилки в допустимых температурных усло-
виях возможно устройство в шлаковом бункере водяной
рубашки или орошение шлака водой. Размолотый шлак
поступает через насадку в шлакопровод.
Производительность шлакодробилок
зависит от длины валков и числа оборотов (окружной
скорости) ведущего валка и определяется по эмпириче-
ской формуле:
Сдр = 1 ,ЗЛш, кг!сек,
где А — длина валков, м-,
а> — окружная скорость, рад/сек.
Изменяя величины А или со, можно получить необхо-
димую производительность дробилки, которая должна
быть равной количеству шлака, образующегося в топке,
или на 20% больше этого количества. Окружную ско-
рость ведущего валка можно изменять за счет примене-
ния электродвигателей с различным числом оборотов и
за счет изменения передаточного числа редуктора.
Максимальное значение размера А для двухвалко-
вой дробилки 0,45 м, для трехвалковой 0,42 м.
168
12 Т, В. Виленский
169
8-3. ОСАДИТЕЛЬНЫЕ УСТРОЙСТВА
Основная масса шлака и золы осаждается в цикло-
не-осадителе. Шлакозоловоздушная смесь должна иметь
во входном патрубке циклона-осадителя скорость
26н-40 м]сек. Условная скорость, подсчитанная по сече-
нию цилиндрической части циклона-осадителя, состав-
ляет при этом от 0,1 до 0,15 м!сек. Существует два типо-
размера циклонов-осадителей: диаметром 2 и 2,6 м,
с емкостью соответственно 5 и 12 лг.
Количество циклонов-осадителей мож-
но определить по формуле
где Ов — расход воздуха для транспортирования шлака
и золы, кг1сек‘,
D — диаметр циклона, м\
wA — условная скорость в полном сечении циклона,
м[сек',
рв — плотность воздуха, кг[м\
Расход и плотность воздуха уточняются окончательно
из аэродинамического расчета, методика которого изла-
гается ниже. Для предварительного выбора циклонов
можно ориентировочно принимать рв = 0,6-г-0,7 кг/jf3;
GB = 0,2 6ш.з, где бщ.з — расход шлака и золы, кг)сек.
Для улавливания мелких фракций служит циклон-
пылеуловитель, расчет которого можно вести по методу,
изложенному в § 2-1.
Для выпуска золы из бункера циклонов применяют
клапан-мигалку или лопастной затвор.
Циклон-осадитель требует периодического опоражнивания через
40—60 мин работы. Поэтому под циклоном-осадителем и циклоном-
пылеотделителем устанавливается сборный бункер, емкость которого
выбирается в пределах от 30 до 60 л»3. Для выгрузки золы в ваго-
ны или автомашины могут применяться телескопические рукава,
у которых подвижная труба опускается на дно вагона и постепенно
поднимается по мере его заполнения. Могут также использоваться
смачивающиеся шнеки.
8-4. ПНЕВМОШЛАКОЗОЛОПРОВОДЫ
Шлакозолопроводы системы пневмозолоудаления
рассчитываются в соответствии с метюдикой, разрабо-
танной трестом Уралэнергочермет [Л. 26].
170
Для проведения расчета необходимо разбить трассу
шлакозолоудаления на горизонтальные и вертикальные
участки и производить расчет по участкам. Для всасы-
вающей системы расчет начинают с точки входа воз-
духа, для напорной системы — с точки выхлопа воздуха
в атмосферу.
1. Выбор скоростей воздуха и концен-
траций шлака и золы
В начале шлакозолопровода при входе в насадку ре-
комендуется принимать начальную скорость гонач от 20
до 25 м/сек.
Меньшая скорость берется при диаметре трубопро-
вода 100 мм и концентрации золы 3—4 кг на килограмм
воздуха; большая скорость— при большем диаметре и
большей концентрации 6—8 кг/кг. Скорость адОсн
в основном золопроводе должна лежать в пределах 30—
35 м/сек.
Концентрация шлака цш при длине шлакозолопро-
вода 35—40 м должна составлять от 7 до 8 кг/кг, при
длине золопровода 120—130 м — не более 4 кг/кг. Опти-
мальная концентрация золы ц3 зависит от ее насыпной
плотности и определяется по эмпирической формуле
Р'з = Рш-Рз- Ю-, кг/кг.
При камерном сжигании р3 ~ 1 000 кг/м3, при слоевом
р3 ss 650 кг[м*.
Уменьшение оптимальных концентраций для более
легкой золы связано с трудностью ее пневмотранспорта
из-за значительного повышения коэффициента гидрав-
лического сопротивления золопровода при движении
больших масс золы.
Необходимое для пневмотранспорта количество воз-
духа определяется по формуле:
кг/сек, (8-4)
где ц G3— количества золы и шлака, подлежащие
транспортировке, кг/сек.
Если система работает непрерывно, то 6Ш и G3 соот-
ветствуют выходу их из-под парогенераторов в течение
одной секунды. Если система работает периодически, то
12* 1?1
расчетные количества шлака и золы определяются по
формуле:
+«з) , кг/сек, (8-5)
ш,а т-шзу
где тиг—число часов работы парогенераторов в смену;
Тшзу — число часов работы в смену системы шлакозо-
лоудаления,
При транспорте золы диаметр шлакозолопровода
должен быть не менее 100 мм, а при транспорте шлака
(для цепных решеток) не менее 125 мм. Золопроводы
с диаметром больше 200 мм практически не применяют-
ся, при больших расходах воздуха система разбивается
на две параллельно работающие линии. Начальный диа-
метр водопровода находят по формуле
= <8’б)
где рв — плотность воздуха, для начального участка при-
нимаемая равной 1,1 и- 1,2 кг/м*.
2. Температура транспортируемой аэро-
смеси
При расчете диаметров шлакозолопровода после на-
чального участка необходимо учитывать изменения плот-
ности воздуха, нагреваемого шлаком и золой.
При слоевом сжигании топлива на неподвижных ре-
шетках температура шлака обычно лежит в пределах
от 300 до 500° С, на механических решетках — в преде-
лах от 600 до 900° С (нижний предел относится к неспе-
кающимся углям типа богословских и подмосковных,
верхний предел — к углям типа челябинских и кизелов-
ских). Если производится притушивание шлака водой
в бункерах, то температура его понижается до 300—
400° С.
Необходимо учесть, что транспортировка шлака по
золопроводу происходит непродолжительное время, по-
этому крупные частицы шлака успевают охладиться
только с поверхности. Чтобы учесть это, расчетная тем-
пература транспортируемого шлака принимается мень-
ше действительной:
^асч-_ (0,5-т-0,6)/ш, °C, (8-7)
172
причем коэффициент 0,5 принимается при /ш< БОГГС,
а коэффициент 0,6 при ^>500° С.
Теоретическая максимальная температура смеси (без
учета потерь тепла) может быть определена по формуле
GuiC'mt^4 + G3c'aC д' c'ofB
CL = ------------------------------ °C, (8-8)
ОщС ZJK + G$C" 5 с"в
Рв
где Gm, G3, GB— соответственно количества шлака,
золы и воздуха, кг[сек\
сгв, с"» — теплоемкость воздуха при /в и
^мГкс’ кдж[м? -град. Принимается
по табл. 8-1;
с’ш, с’3 и с"щ, с"ъ — теплоемкости шлака и золы,
кдж)кг- град. Принимаются по
табл. 7-1 для соответствующих тем-
ператур (гш, t3 и гз);
iB — температура воздуха может быть
принята в пределах от 20 до 25° С;
р° = 1,293 кг[м*— плотность воздуха при нормальных
условиях.
Таблица 8-1
Теплоемкость воздуха при различных температурах
i. °C 0 50 100 150 200 250 300 350 400
с кдж м3-град 1,35 1,354 I ,358 1,361 1,365 1,370 1,375 1,382 1,390
Действительная максимальная температура будет
меньше подсчитанной по формуле (8-8) за счет потери
тепла золопроводом в окружающую среду. Значение
этой температуры может быть найдено из выражения
бдакс
^теор
маки
AQm
Gb Св
°C,
(8-9)
173
где AQM — потери тепла на участке, в конце которой^
достигается максимальная температура, кет,
В свою очередь AQM определяется из уравнения теп.
лопередачи между транспортируемой смесью и окру^
жающей средой: :
/ ,теор if \ 1
AQM = 7trfCp/MA —— — t0,cj, кет, (8-10)
i
гДе «ср — средний диаметр шлакозолопровода,'
м;
1М — длина шлакозолопровода, на которой^
происходит процесс выравнивания тем-^
пературы воздуха и частиц золы и4
шлака. Для мелкой золы /м может ]
быть принята в пределах от 5 до |
10 м. В остальных случаях — от 10;
до 15 м. ;
й~0,01—коэффициент теплопередачи, ?
квт/м2 град', j
Zo. с = 20-т-25° С — температура окружающей среды. 1
Решая последовательно уравнения (8-10) и (8-9), i
МОЖНО НаЙТИ /макс- 1
3. Гидравлическое сопротивление участ- )
ков шлакозолопровода i
Для определения гидравлического сопротивления не- I
обходимо знать физические параметры воздуха в середи-
не участка, т. е. давление, температуру, плотность. |
Расчетное абсолютное давление в середине участка |
.1
(8-11)|
где /У' — давление на входе в участок, hIm2. В началь-|
ном участке всасывающей системы пневмати-|
ческого шлакозолоудаления принимается рав-1
ным барометрическому, в последующих — бе-1
рется равным давлению на выходе из преды- ]
дущего участка; 1
Н"—давление на выходе из участка, н]м2. |
Ввиду того, что давление И" определяется в резуль-
тате подсчета гидравлического сопротивления участка, )
174 i
оно может быть принято предварительно с последую-
щим уточнением.
Средняя температура воздуха в участке
(8-12)
где t' — температура на входе в участок, °C;
I" — температура на выходе из участка, °C.
Для начального участка I' принимают равной темпе-
ратуре окружающей среды С = г?тач = 2О-н25° С. Для по-
следующих участков ее принимают равной температуре
на выходе из предыдущего участка. Температура I" для
начального участка, если длина последнего соответст-
вует длине, на которой достигается максимальная тем-
пература смеси, принимается ///=<макс- В противном слу-
чае вводят соответствующие коррективы.
Для последующих участков, если расстояние от на-
садки больше Юн-15 м для транспорта шлака или шла-
ковой смеси и 5-7-110 м для транспорта золы, учитывают
снижение температуры за счет теплоотдачи в окружаю-
щую среду. Для определения потерь тепла необходимо
составить два выражения:
AQ = (GB4-0,5AGfpiic)^(f-f'), кет, (8-13)
Рв
AQ = itdcp/y4fe —-^о.с\ кет, (8-13')
где ДСд’ио —величина присоса воздуха в участке, оце-
нивается с учетом присосов по всей систе-
ме ДбГ”" =(0,1 ч-0,15) GB кг!сек-,
hi—длина рассчитываемого .участка, я.
Приравнивая друг к другу выражения (8-13) и
(8-13'), можно определить температуру
175
Плотность воздуха, движущегося в шлакозолопрово-
де, определяют с учетом среднего давления и темпера-
туры:
кг1м’- (8'14>
Формулы и справочные данные для подсчета гидрав-
лического сопротивления участков шлакозолопровода
приведены ниже.
Сопротивление трения па прямолинейных (горизон-
тальных иди вертикальных) участках труб
Др = Я J--X^(14-^), н)м\ (8-15)
Овя 2
где
I и длина и внутренний диаметр рассчитываемого
участка, м',
w~- средняя скорость в шлакозолопроводе, м]сек,
должна быть в пределах, указанных в п. 1;
^’ — коэффициент, учитывающий дополнительное
сопротивление движению золы на горизонталь-
ном участке (йг) и вертикальном участке (&в).
Берется по табл. 8-2;
Iх —концентрация шлака (золы), «г/кг;
— коэффициент сопротивления трения для чистого
воздуха;
Я=/^_\2; (8-16)
, Re
пе==®фв^ /8-17)
v V ’
здесь v — коэффициент кинематической вязкости для воз-
духа, м2)сек, принимается по табл. 8-3.
Местные сопротивления в тройниках-насадках с уче-
том сопротивления захвата и разгона шлака и золы
.нач..2
Дрт н=Л__^(фС + ад, н/ф (8-18)
17G
Таблица 8-2
Значения коэффициентов дополнительного
сопротивления шлакозолопроводов при транспорте
золы и шлака
Виды коэффициентов дополни- тельного сопротивления Обозначения Для шлака Для золы
1. Коэффициент сопротивле- ния захвату материала (в насадках) ф 1 1,15
2. Коэффициент дополнитель- ного сопротивления от раз- гона частиц 1,14 1,14 (для ча-
Коэффициенты дополнительного сопротивления на различных участках: 3. На горизонтальном участке kv 0,8 стиц более 500 мкм) 2,12 (для ча- стиц менее 500 мкм) 800 ₽з
4. На вертикальном участке ku 1,0 I 000 ₽з
5. При повороте в горизон- тальной плоскости .... ^п.г 2,3 2,3
6. При повороте из горизон- тального направления в вер- тикальное ^п.г.в 2,5 2,5
7. При повороте из вертикаль- ного направления в гори- зонтальное (при подъеме) &П.В.Г 2 2
Примечание. Для камерного сжигания топлива р3 = 1 000 кг/м3, для
слоевого р3 = 650 кг/д3.
Таблица 8-3
Коэффициент кинематической вязкости воздуха
t, °C 0 100 200 300 400
*, мг/сек 13,3- 10-е 23,0-10"’ 34,8-10-’ 48,2-10-® 63,0-10-’
177
где рв и ауиач — начальные плотность и скорость воз- Я
духа (соответственно кг[м? и м!сек)\ Я
<|> и Ар —коэффициенты дополнительного сопро- Я
тивления, принимаются по табл. 8-2; Я
С = 0,55 — коэффициент засыпки материала; Я
И — концентрация шлака (золы), кг/кг. Я
Местные сопротивления в коленах с учетом сопротив-
ления поворота и разгона частиц после поворота
Д/>кол=^[СПОв(1+^ + РШ «М2- (8-19) 1
где ЕПов — коэффициент сопротивления поворота при дви- fl
жении чистого воздуха. При плавном пово- fl
роте (г/б? = 3) на 90° для сварных колен I
£цов = 0,15, для литых Спов = 0>2; fl
Аи — коэффициент дополнительного сопротивления. fl
Принимается по табл. 8-2 в зависимости от I
направления поворота; fl
р — коэффициент, принимаемый равным 0,5; fl
Ар — коэффициент разгона, принимается по fl
табл. 8-2. fl
Сопротивление циклона-осадителя fl
Д/7Ц = СЦ^.2, (8-20) I
где Сц — коэффициент сопротивления циклона-осадителя, fl
равный 1,15; fl
рв — плотность воздуха при входе в циклон, кг{м3\ fl
w—скорость воздуха в золопроводе при входе в fl
циклон-осадитель, м}сек. fl
Сопротивление циклона-осадителя колеблется в пре- fl
делах от 400 до 700 н/м2, сопротивление пылеуловителя fl
от 1 000 до 1 600 н/ж2. fl
После определения сопротивления участка находят fl
абсолютное давление в конце участка fl
Н" = Н'~ 2Д/?, н/м2, (8-21) J
где И' — абсолютное давление в начале участка, w/j/’; fl
2Д/? — полное сопротивление участка, «/лг2.
178
Сопоставляя Н" с принятым ранее, уточняют весь расчет
гидравлического сопротивления участка.
Сопротивление участков воздухопровода за пылеуло-
вителем рассчитывается по тем же формулам, но прини-
мается концентрация ju = O,l. Диаметр воздухопровода
можно принимать из условия скорости в нем в пределах
20 м/сек. Сопротивление выхлопного воздухопровода за
эжектором или вакуумным насосом Арвыхл принимается
равным 1 000—2 500 н/м2 или рассчитывается подобно
предыдущему, если его длина более 10 м. Абсолютное
давление за отсасывающим устройством, таким образом,
будет равно
Я2 = 5 + Д/7ВЫХЛ, н/м2, (8-22)
где Б — барометрическое давление, н/м2.
8-5. ПАРОВЫЕ ЭЖЕКТОРЫ
Паровые эжекторы (рис. 8-4, 8-5) применяют для
создания разрежений до 42 кн/м2. Трест Уралэнергочер-
мет разработал различные типы эжекторов, применяю-
щихся для пневмозолоудаления (табл. 8-4).
Таблица 8-4
Эжекторы, разработанные трестом Уралэнёргочермет
№ п/п. Тнп эжектора Номинальная производи- тельность по воздуху G , кг/сек 3 Создавае- мое разре- жение кн}м* Рас- ход пара сп. KZjCGK Давление пара рп, Мн(м* Темпе- ратура пара «п, »С
1 Односопловой 0.24-0,23 384-42 0,14 1,2 300
2 Шестисопловой 0,33-4-0,38 384-42 0,21 1,2 300
3 То же 0,474-0,53 384-42 0,31 1,2 300
4 0,64-0,7 384-42 0,43 1,2 300
5 0,84-0,9 384-42 0,58 1,2 300
0 я 1,14-1,3 384-46 0,86 2,24-2,5 300
Ниже приводится методика расчета односоплового
эжектора [Л. 27].
Прежде всего необходимо выбрать давление перегре-
того пара (оно должно быть не менее 1,0—1,2 Мн/м2) и
его температуру. Далее по is-диаграмме водяного пара
определяют адиабатические теплоперепады в сопле гдд
и в диффузоре г* . Для нахождения первого необходимо
179

•F
на диаграмме найти точку, определяемую параметрами
рабочего пара, т. е. его давлением ра и температурой
t и отметить его теплосодержание i„. Из этой точки
опускается вертикальная линия (s = const) до пересече-
ние. 8-5. Характеристики эжекторов, приведенных
в табл. 8-4.
ния с изобарой, соответствующей абсолютному давлению
за соплом Р),
А = {Б — ДЯХ) 10 - Мн!и2, (8-23)
где Д771—разрежение, равное полному аэродинамиче-
скому сопротивлению трассы пневмозолоуда-
ления от всасывающей насадки до эжектора,
и/.и2.
Ордината полученной точки отвечает энтальпии пара
на выходе из сопла Таким образом, теплоперепад
пара в сопле определяется как
z* = 1Л — , кдж/кг. (8-24)
На этой же вертикальной линии можно отметить точку
пересечения с изобарой, соответствующей давлению
после диффузора, которое необходимо для преодоления
сопротивления воздуховода за эжектором,
р2 = Я2-10-в, Мн/м2, (8-25)
где И? — абсолютное давление за эжектором, н/м2.
181
Ордината этой точки соответствует эйтальпни пара при
параметрах на выходе из эжектора & Теплоперепад
в диффузоре эжектора
— г2 — кдж(нг.
(8-26)
Расход пара можно рассчитать по формуле
Gn
GB
0,85
, кг[сек,
(8-27)
где GB —расход воздуха, кг[сек.
Паровое сопло по конфигурации представляет собой
сопло Лаваля. Диаметр сопла в критическом сечении
для перегретого пара
(8-28)
для насыщенного пара
(8-29)
где Gn— расход пара, кг[сек;
рп — давление пара, Afw/лД;
уп—удельный объем пара при рл и tn,
Диаметр сопла в устье
где vy — удельный объем пара в устье сопла, который
в может быть найден из соотношения
мЧкг, (8-31)
п \Р')
здесь k— средний показатель адиабаты, может быть
принят равным 1,2.
182
После расчета сопла необходимо произвести расчеты
камеры смешения, где смешиваются паровая струя и
подсасываемый воздух.
Диаметр цилиндрической части камеры смешения
rfI = 0,1591/^<:,+,£j°,‘ , л», (8-32)
V V
где оом — удельный объем пароводяной смеси в конце
камеры смешения, м?/кг.
здесь ов = —----удельный объем воздуха при давлении plt
Рв м3[кг.
Длину камеры смешения выбирают, пользуясь следую-
щим соотношением:
/к = (3-н5)гД, х. (8-34)
Расстояние от устья до входа в камеру смешения
/ = (1ч-3)г/у, м. (8-35)
Длина диффузора, а также длина расширяющейся части
сопла Лаваля
= (8-36)
stg-^
где d" и d' — конечный и начальный диаметры,
а — угол раскрытия. Выбирается равным 6-г-10°.
Коэффициент полезного действия эжектора можно опре-
делить по формуле
(8.37)
Gn (Дп — pi)
Если расход пара превышает 0,17 кг!сек, устанавли-
вается шестисопловой эжектор. Сопла в эжекторе распо-
лагаются по окружности, площадь которой составляет
около 50%' площади цилиндрической части смесительной
камеры эжектора. Шестисопловой эжектор рассчиты-
вается вначале как односопловой с последующим пере-
183
Рис. 8-6. Установка водокольцевого вакуумного на-
соса.
/ — корпус вакуумного насоса; 2 — входное отверстие; 3 —
выходное отверстие; 4—воздухопровод; 5—бак-водоотдели-
тель; 6 — линия подаии воды в насос для гндрозатвора и
создания водяного кольца; 7 — линия водопровода.
счетом некоторых размеров в
соответствии
мостью:
^6 = 0,408 dlt
с зависи-
(8-38)
где cl\ — полученные в результате расчета по схеме
односоплового эжектора диаметры сопла (dKp
11 dy};
d6 — необходимые диаметры сопел шестисоплового
эжектора.
Размеры /к, Z и /р (для сопла) определяют по de. Раз-
меры dK и /р (для диффузора) остаются такими же, как
для односоплового эжектора.
8-6. ВАКУУМНЫЕ НАСОСЫ
Для систем пневмозолоудаления находят применение
водокольцевые вакуумные насосы типа РААК-3 и РМК-4
(рис. 8-6).
В корпусе насоса вращается эксцентрично расположенный ро-
тор с лопатками, имеющими большие зазоры с корпусом. В насос
подается вода, которая при вращении ротора под влиянием цен-
тробежной силы отбрасывается к корпусу и располагается кольцом.
Лопатки ротора способствуют вращению водяного кольца. Вследст-
вие эксцентричности установки ротора водяное кольцо образует
с осью ротора зазор шеременного сечения. В торцовых крышках на-
соса расположены два отверстия — одно для входа, другое для вы-
184
Производительность змд/сек
Производительность, <м.3/сёк
Ч)
Рис. 8-7. Характеристики вакуумных насосов.
а — РЛ1К-3; б — РМК-4.
13 Т. В. Виленский 185
хода воздуха. При движении водяного кольца через входное отвер-
стие засасывается воздух и выбрасывается из выходного отверстия.
Из выходного отверстия может выноситься вместе с .воздухом
излишек воды, который отделяется от воздуха в баке-водоотделите-
ле, служащем также для подачи воды ;в насос на создание водяно-
го кольца. Так осуществляется замкнутая схема циркуляции воды.
При работе с запыленным воздухом вода в насосе и баке может
загрязняться. В этом случае осуществляют разомкнутую схему, где
воздух и загрязненную воду подают в бак-сепаратор для разделе-
ния, а для заливки насоса чистой водой служит специальный бак.
Можно также осуществлять замкнутую схему с баком-отстойником,
куда подается загрязненная вода с воздухом. (Воздух уходит в атмо-
сферу, а загрязненная вода отстаивается и подается в насос. Зола
оседает в бачке и периодически удаляется в дренаж.
К. п. д. вакуумных насосов низок (0,34-0,4) из-за по-
терь на трение лопаток о воду и воды о корпус. На
рис. 8-7 приведены характеристики насосов РМК-3 и
РМ.К-4. Для того чтобы воспользоваться этими харак-
теристиками, необходимо перевести потребный расход
воздуха из весового в объемный и взять запас в 20%.
м3/сек, (8-39)
где VB — производительность вакуумнасоса при нор-
мальных условиях, м3]сек\
GB — расчетный расход воздуха, кг[сек',
ра = 1,293 — плотность воздуха при нормальных усло-
виях, кг/м3:
Зная абсолютное давление воздуха перед насосом Hi,
н!м2, можно найти вакуум в процентах:
ps==^^k.ioO, о/0, (8-40)
где Б—барометрическое давление, н[м2.
ГЛАВА ДЕВЯТАЯ
ПНЕВМОГИДРАВЛИЧЕСКОЕ
ШЛАКОЗОЛОУДАЛ ЕН И Е
9-1. ЗОЛОУДАЛЕНИЕ С ВОДОВОЗДУШНЫМ ЭЖЕКТОРОМ
Схема золоудаления сводовоздушным эжектором по-
казана на рис. 6-5. Расчет такой системы сводится к рас-
чету всасывающего пневмозолопровода, расчету эжекто-
186
ра и расчету системы гидрошлакозолоудаления после
эжектора.
Расчет всасывающего золопровода, уложенного на
открытом воздухе, производится в соответствии с мето-
дикой расчета систем пневмозолоудаления (см. гл. 8).
При этом расчет температур золовоздушной смеси мож-
но не производить, принимая среднюю температуру рав-
ной 30—40° С.
В результате расчета золопровода определяются сле-
дующие величины: расход воздуха <Ув0зд, кг/сек, и абсо-
лютное давление перед эжектором Hi, н/м2. Давление
после эжектора можно принимать равным барометриче-
скому давлению.
Необходимый напор воды для создания эжекцин
в этом случае определяется по формуле
„ __ „ I 1 / Свозя + бз 4- Своды \ \ >
Рводы - АН-
'/‘\[Рг А+Рводы 7; н/М , (9'1)
С/ в о Д ЬТ у
причем
Pi — Hlt н/м3, (9-2)
р2^Б, н/м2, (9-3)
А=р2.^1п^, вт. (9-4)
рвозд Р1
В формулах (9-1—9-4) приняты следующие обозначе-
ния:
д и р2 — абсолютное давление воздуха до и
после эжектора, н/м3;
А — изотермическая мощность сжатия воз-
духа в эжекторе, вт;
Рводы И рвозд— плотность воды и воздуха: Рводы~
ж 1 000 кг/м3, Рвозд ~ 1,1 кг/м3;
Овозд, (т8, Оводы — соответственно расходы транспорти-
руемого воздуха, золы и эжектирую-
щей воды, кг/сек;
-г|э = 0,85 — к. п. д. эжектирующего сопла;
т]д=:0,7 —к. п. д. диффузора.
13*
187
Если заранее задано давление воды, можно наити не-
обходимый расход ее по формуле
(бвозд+ся) ( рг — Pl + рподы £ )
Своды= -------------------Кг^СеК-
о (/?D оД1Л - рх) - --- pl 'F Р ВОДЫ Q J
(9-5)
После того, как определены расход и давление эжек-
тирующей воды, производится расчет основных разме-
ров эжектора. Диаметр водяного сопла:
dc = 0,2-|/ —-°ВО!,Ы- м. (9-6)
К /'воды--Р1
Диаметр цилиндрической части камеры смешения:
dK = 4,92
м, (9-7)
где Рвозд и р3 — плотности воздуха и золы в камере сме-
шения, ориентировочно — р3=2 300 кг/м*.
Коэффициент полезного действия можно определить
по формуле
~. (9-8)
Своды (/^ВОДЫ- Pl)
9-2. ШЛАКОЗОЛОУДАЛЕНИЕ С ЭРЛИФТОМ
Схема шлакозолоудалепия с эрлифтом показана на
рис. 6-6. Расчет эрлифта производят по следующей мето-
дике [Л. 28, 29].
Если рассмотреть условие равновесия для опускной
и подъемной частей эрлифта, то можно записать:
^п?возд§ "j- ^зРводы£ &Роп
= (Лз+МРсм^ + ЛРиод, Ф*2 (9-9)
или
(Рво ды Рем) ё ==
= Йп(Рсм — Рвозд) g + А/'оп + ДДпод5 н]м2, (9-10)
188
Где hs, йп — соответственно величины заглубления
и подъема, м;
g — ускорение силы тяжести, м]сек2-,
Рвозд, Рводы, Рем — соответственно плотности воздуха,
воды и воздуховодяной смеси, KljM3',
Д/70п, Д/'под — соответственно сопротивления при
движении среды на опускной и подъем-
ной ветвях эрлифта, н[м2.
Из написанных уравнений видно, что большая высо-
та подъема получается при большей величине заглубле-
ния. Пользуясь уравнением (9-9 и 9-10) можно по изве-
стной величине ha найти й3 или наоборот.
Практически оптимальное соотношение между вели-
чинами заглубления и подъема лежит в пределах
-^=0,4-ьО, 8.
Л3
Коэффициент полезного действия эрлифта можно пред-
ставить как отношение полезной работы по подъему
пульпы к затраченной работе по сжатию воздуха:
(Рподы 4* Qnr.a) Мп
где Своды, Сш.з, Свозд — соответственно объемные рас-
ходы воды, шлакозоловой смеси
и воздуха, м3[сек\
Б — атмосферное давление, Б &
ж 103 й/лт2;
На и Н3 — соответственно давление пульпы
в верхней точке подъема и дав-
ление воды в заглублении, н/м2,
Hu = hn.W н/м2; Я3 = й3-104 н/м2. (9-12)
Иначе к. п. д. можно определить по эмпирической фор-
муле [Л. 29]
•п=---------’ 0/°’
0)7 + 1 ’За1 Яп 4-П/73
где w — средняя скорость смеси в трубе, м/сек.
189
Скорость смеси является переменной по трубе: она
меньше в нижней части трубы и увеличивается по мере
движения вверх за счет расширения воздуха.
Скорость в нижней части трубы:
® ^QbO ДЫ “F Qin. 3 “J- Qfi03 Д В Нз (9'14)
где d — диаметр трубы эрлифта, м.
Скорость в верхней части трубы:
ПЦ2 ^ЗвОДЫ Qin.3 “F СвОЗД g , MjCCK, (9-15)
где Н" — избыточное давление на выходе из трубы
эрлифта. Для одноподъемного эрлифта или по-
следней ступени двухподъемного Н"~0.
Можно подсчитать к. п. д. и по другой эмпирической
формуле [Л. 28]:
71 = 2,17 + 0,0165 (//п + Д/,лоД) 10-~’°/°’ 1
где ДЛпод — потери на трение при подъеме пульпы, «/л/2.
дА-д=7------п 1'1^° (9-17)
/ __Ч5В оды Т ч/ш.з_ \ **
уфво ды + QШ.э + Фвозд У
где Др0—сопротивление на чистой воде, н]м2, опреде-
ляется следующим образом:
ДА^1±Р°^'Й , (9-18)
_ 64 64v
здесь Л = -^=——коэффициент трения, v=l,33X
ХЮ’’ м21сек — коэффициент кине-
матической вязкости воды;
I и d — длина и диаметр эрлифта, м.
Для выноса шлака необходимо поддерживать ско-
рость в трубе эрлифта больше скоростей витания шлако-
вых частиц. Последние определяются на основе равенст-
во
ва сил тяжести и сил сопротивления при подъемном дви-
жении воздуховодяной среды.
"8ш "8ш Ремонт
6 Рш£ — С 4 2
н,
(9-19)
(9-20)
где 8Ш — диаметр частиц шлака, м\
Рш и Рем — соответственно плотности шлака и воздухо-
водяной смеси, кг[м?\
с = 0,48 — коэффициент сопротивления обтеканию;
®вит. — скорость витания, м!сек.
Скорость движения среды с учетом коэффициента за-
паса (1,25):
w = 6,5 м[сек,
рш~2500 кг/м3.
Плотность смеси
_ __ФвоздРбоэд + ФводыРиоды .-o/iy3
Рем-- 7) ТТ) > Ki я •
Чвозд ТЧВОДЫ
(9-21)
Полученные по формуле (9-20) скорости должны быть
согласованы со скоростями, подсчитанными по расходу
смеси и диаметру трубы эрлифта (формулы 9-14 и 9-15).
ПРИЛОЖЕНИЕ 1
Технико-экономические показатели золоуловителей различных типов,
отнесенные к 1 м31сек очищаемых газов
192
ПРИЛОЖЕНИЕ 2
Технико-экономические показатели
различных систем шлакозолоудаления, отнесенные
к 1 кг!сек удаляемых шлака и золы
Система шлакозолоудаления Расход элек- троэнергии, KemiKzj сек св н са о о Й в а ..*> о о к н ю X О о I Ч Эксплуатаци- онные расхо- ды, коп!кг Литератур- ный источ- ник
Механическая, со скреперами . . . 14 500 0,05 [Л. 31]
Гидравлическая, с гидроаппаратами . Гидравлическая, с багерными насо- 78 33 000 0,04 | [Л. 23]
сами .... Пневматическая, с паровым эжекто- 41 40 000 0,03
ром Пневматическая, с вакуумным насо- — И 000 0,09 j [Л. 31]
СОМ 23 22 000 0,09
Пневмогидравлическая, с эрлифтом . 14 — 0,03 [Л. 29]
ПРИЛОЖЕНИЕ 3
Основные и дополнительные единицы измерения
международной системы единиц СИ
Наименование величин
Единицы измерений
Основные единицы
Длина метр м
Масса килограмм кг
Время секунда сек
Сила электрического тока ампер а
Термодинамическая температура градус Кельвина °К
Сила света свеча св
Дополнительные единицы
Плоский угол
Телесный угол
радиан
стерадиан
рад
стер
193
ПРИЛОЖЕНИЕ 4
to
Производные единицы измерений системы СИ, встречающиеся в книге
Наименование величин Единицы измерения Сокращенные обозначения единиц измерений Размер единицы
Частота Угловая скорость Скорость Площадь Объем Плотность Сила Удельный вес Работа и энергия, количество теплоты Мощность Напряжение (давление) Динамическая вязкость Кинематическая вязкость Удельная теплота Удельная теплоемкость Удельная энтропия герц радиан в секунду метр в секунду квадратный метр кубический метр килограмм на кубический метр ньютон ньютон на кубический метр джоуль ватт ньютон на квадратный метр ньютон-секунда на квадрат- ный метр квадратный метр в секунду джоуль на килограмм джоуль на килограмм-градус джоуль на килограмм-градус гц рад/сек м/сек Л2 м3 кг/м3 н н/м3 дж вт н/м2 н-сек/м2 м2{сек дж/кг дж/кг-град дж/кг -град (1):(1 сек) (1 рад):(\ сек) (1 jh):(1 сек) (1 м)2 (1 *)3 (1 кг):(1 м)3 (1 кг)-(1 л«):(1 сек)2 (1 н): (1 м)3 (1 и)(1 м) (1 <9ж):(1 сек) (1 н):(1 м)2 (1 к)-(1 сек):(\ м)2 (1 лг)®:(1 сек) (1 дж):(1 кг) (1 дж):(1 кг)-(1 град) (1 дж)-.(\ кг)-(1 град)
Ы f.. f rfia. .

П родолжение пралож. 4
Наименование величин Единица измерения Сокращенные обозначения единиц измерений Размер единицы
Коэффициент теплообмена \ (коэффициент теплоотда- 1 чи) I Коэффициент теплопереда- 1 чи Коэффициент теплопроводно- сти Количество электричества (электрический заряд) Разность электрических по- тенциалов, электрическое напряжение, электродвижу- щая сила Напряженность электрическо- го поля Электрическое сопротивление Электрическая емкость ватт на квадратный градус ватт на метр-градус кулон вольт вольт на метр ом фарада метр- в/п1м^‘ град emlM' град к в ejM ом г (1 em):(l гРад) (1 вда):(1 л«)-(1 град) (1 «)•( сек) (1 вда):(1 а) (1 в):(1 л) (1 в):(1 а) (1 к):(1 в)
ПРИЛОЖЕНИЕ 5
Приставки к наименованиям кратных и дольных
единиц
Кратность и дельность Наименование приставок Сокращен* ное обо- значение Кратность и дальность Наименование приставок Сокращен- ное обо- значение
1012 тера т IO’1 деци д
109 гига Г 10~2 санти С
106 мега м 10~3 милли м
10J кило к 10~6 микро ж
10s гекто г 10~9 нано н
101 дека да 10-12 ПИКО п
ПРИЛОЖЕНИЕ 6
Соотношения между единицами измерений системы СИ
и единицами других систем
М а с с а
1 кгс сек2/м=9,80665 кг;
1 кг=0,101972 кгс сек.г1м.
С и л а
I кгс=9.80665 н;
1 я=0,101972 кгс.
Давление
1 бар=105 я/м2=],01972 кгс/см2=750,06 мм рт. сг. = 1,01972Х
Х10* мм вод. ст.;
1 кгс/сл12=98О06,5 я/л?=0,980665 бар=735,6 мм рт. ст.
1 атм—760 мм рт. ст. = 1,01326 • 105 н/м2=11,01326 бар;
1 кгс/л12=1 мм вод. ст. —9,80665 я/лг2=9,80665 • 10-s бар;
1 мм рт. ст.-'133,322 я/лг2= 1,33322 • 10-3 бар;
1 н/я2= 1,01972-10-5 кгс/см'1=0>101972 кгс/лг2;
1 я/л<2=0,98692 • 10~5 атм= 7,5006 • 10~3 мм рт. ст.=О.101972 мм
вод. ст.
Динамическая вязкость
1 кгс • сек/м2=9,80665 я - сек/.«2 =9,80665 кг/м • сек;
1 я-сек/л12=1 кг/м сек—0,101972 кгс сек/м2.
Работа и энергия
1 кгс • м=9,80665 дж;
1 .г. с. ч.=2,648 дж;
196
I кет ч—3,6 106 дж;
1 дж=0,101972 кгс-м.;
1 <?ж=0,37764- 10е л. с. ч. =0,27778 • 10-6 квт-ч.
Мощность
1 кгс • м!сек=9,80665 вт;
I л. с.=ТЗ>6Д<3<А вт;
1 вт = О,101972 кгс-м/сек;
1 в7 = 0,0013596 л. с.;
1 вт—0,859845 ккал/ч.
Количество теплоты
1 кал = 4,1868 дж;
1 ккал = 4186,8 дж;
1 дж=0,23885 кал=0,23885- 10-3 ккал.
Тепловой поток
1 кал/сек=4,1868 вт;
1 ккал/ч.= 1,1630 вт;
1 вт—0,23885 кал/сек = 0,859845 ккал/ч.
Удельная теплота
1 кал/г=1 ккал/кг=4,4868 кдж/кг;
1 дж/г=0,23885 кал/г=0,23885 ккал/кг.
Удельная теплоемкость, удельная энтропия
1 кал/г • град= 1 ккал/кг • град=4,1868 кдж/кг град;
1 дж/кг-град=6,23885-Ю-3 кал/г-гра<?=0,23885-10-8 ккал/кг-град.
Коэффициент теплоотдачи, теплопередачи
1 кал/см.2 • сек • град=41 868 вт/м2 • град;
1 ккал/м1 ч • град= 1,1630 вт/м2 • град;
1 вт/м2 град=О,23885 10-4 кал/см2 сек • град=
=0,859845 ккал/м2 ч град.
Виленский Теодор Владимирович.
Расчет систем золоулавливания и шлакозолоудаления, М.—Л.» издатель-
ство .Энергия*, 1964» 200 с. с черт.
Тематический план 1964 г., № 37
* * *
Редактор Русанов А. А.
Техн, редактор Ларионов Г. Е-
Сдано в набор 20/VI 1964 г. Подписано к печати 4/1Х 1964 г.
Т-09099 Бумага 84ХПеч, л. 10,25 Уч.-изд л. 10,73
Тираж 4 300 экз. Цена 54 коп- Зак. 1373
Московская типография № 10 Глаапюлипраф'П'Ром.а
Государственного комитета Совета Министров СССР по печати.
Шлюзовая паб., 10.
ОПЕЧАТКИ
Стр.
; Строка, таблица, I I
формула1 Напечатано t Должно быть
i. _______i ____________________________________________
16 51 Табл. 2-6, крайней правый столбец j Таблица 13- IV Таблица 1-3 VI
5,3 Продолжение табл. 2-6, крайний правый столбец IV VI
74 Формула (3-8) (Г - 1') - П
74 4 строка снизу-
87 Табл. 3-5, 9 строка снизу 0,76 6,76
89 Формула (3-28) 89Stk®'°, % i}„ = 89 Stk°'0(,
89 Формула (3-29) •G1, = 89 Stk^', »/<, = 89 Stk0123j,
Зак. 13'3.
НТБ НТУУ "КПГ нтл