Выбор тягодутьевых машин

Выбор дымососа

Выбор дымососа осуществляется по его расчетной производительности и по расчету полного давления, которое должен развивать дымосос.

Объем дымовых газов, перекачиваемых дымососом: при α=α_ух:

Q_газ=V_г×B_р×(273+t_ух)/273=4,9413×17,34×3600(273+140)/273=466 тыс. м³/ч.

Рассматриваемые дымососы рассчитаны на t_ух=200⁰С.

Коэффициент запаса по производительности: β₁=1,1.

Коэффициент запаса по давлению: β₂=1,2.

Расчетная производительность дымососа:

Q_р= β₁× Q_газ=1,1×466000=512,6 тыс. м³/ч.

Так как паропроизводительность котла (320 т/ч)>300 т/ч, то принимаем перепад давления по газовому тракту:

∆H_газ.тр.=150 мм. вод. ст.

Полное расчетное давление: H_p= β₂×∆H_газ.тр.=1,2×150=180 мм. вод. ст.

Выберем три дымососа марки D-20x2.

Дымосос D-24x2 – центробежный дымосос двухстороннего всасывания, производительностью Q_р=260 тыс. м³/ч и полным давлением H_p=248 мм. вод. ст. Дымосос время работает при температуре уходящих газов t_ух=200⁰С.

Схема включения дымососов показана на рисунке 3.

Выбор дутьевого вентилятора

Так как тракт первичного дутья имеет большие сопротивления (∑∆h), но выбираем вентилятор по данному сопротивлению.

Полное расчётное давление: H_p=β₂×∑∆h,

где β₂ – коэффициент запаса по давлению; β₂=1,2 [8];

H_p=1,2×211=253,2 мм. вод. ст.

Производительность вентилятора: Q=β₁×Q,

где β₁ – коэффициент запаса по производительности; β₁=1,1 [8];

Q=1,1×42,61×3600=169 тыс. м³/ч

По полученным характеристикам выбираем 2 центробежных дутьевых вентилятора одностороннего всасывания Д – 20.

Рисунок 8. Схема раздачи пылеугольной смеси от мельниц к горелкам

Выбор мельниц

Выбор мельницы осуществляется таким образом, чтобы при выходе из строя одной из меньниц, оставшиеся должны обеспечить 90% номинальной нагрузки. Исходя из количества горелок, выбираем 3 мельницы (1 мельница на 2 горелки)

Полный расход топлива В=62,75 т/ч

, где d – производительность одной мельницы

Выбираем 3 мельницы ММТ 1500/1910/750 [6].

Расчёт вредных выбросов в атмосферу

Выбросы азота

NO_x=NO+NO₂

60% - топливные NO_x;

30% - термическиеNO_x (при T_max>1800 K);

10% - быстрыеNO_x (при T_max>1800 K).

В котле образуется: NO>95% и NO₂=5%.

2N+O₂ à 2NO

2×14+2×16 à 2×30 кг NO₂/NO = 46/30=1,53; C_NO2= C_NO×1,53

N+O₂ à NO₂

14+2×16 à 46 кг

γ_N - степень конверсии азота;

N^r - содержание азота в топливе; N^r =0,5%;

γ_N=0,195/(N^r)^0,5; γ_N=0,195/(0,5)^0,5=0,276

2N+O₂ à 2NO 1 кг. топл. – 100% => x=0,8×1000/100=8 г.

28+32à 60 :28 х кг. N – 0,8%

1 кг. N à 2,14 кг. NO

Содержание N в топливе:

8 г. N содержится в 1 кг. топлива;

8×0,276=2,21 г.

2,21 г. N – x г. NO x=2,21×2,14/1=4,73 г. NO

1 кг. N à 2,14 кг. NO

4,73 (г. NO)/(кг. топл.) à 4730 (мг/кг)×NO=M

C_NO=M/V_г - концентрация NO;

V_г=V_RO2+V⁰_H2O+V_N2+(α_ух-1)×V⁰

V_г - объём дымовых газов;

V_г=0,68+2,85+0,5816+(1,23-1)×3,6=4,94 нм³;

C_NO=4730/4,94=957,49 мг/нм³.

Приведём к нормальным условиям: α=1,4; t=0⁰C; p_атм.:

C_NO=957,49×α_ух/1,4=957,49×1,23/1,4=841,22 мг/нм³;

C_NO2=841,22×1,53=1287,10 мг/нм³;

T_а=2117 К; T_max=0,8×T_а=0,8×2117=1693,6 К < 1800 К.

Следовательно, термические и быстрые выбросы не образуются.

ГОСТ Р 50831-95:

NO_x; бурый уголь; D<400 т/ч; ТШ; α=1,4; сухой газ: C_NOх=300 мг/нм³:

КПД фильтра:

η_{устройства}=(C_{NOх получ.}-C_{NOх норма})/C_{NOх получ.}=(1287,10-300)/1287,10=0,77;

η_{устройства}=77%.

Выбросы серы

SO_x – SO₂, SO₃, SO, S₂O₃

γ_S - степень конверсии серы; γ_S=1;

S+O₂ à SO₂

32+32 à 64

1 кг. S à 2 кг. SO₂

S^r - содержание серы в топливе; S^r=1,0%;

1 кг. топл. – 100% => x=1,0×1000/100=10 г.

х кг. S – 1,0%

10 г. S содержится в 1 кг. топлива;

1 кг. S – 2 кг. SO₂ x=2×10/1=20 г. SO₂

10 г. S – x г. SO₂

20 (г. SO₂)/(кг. топл.) à 20000 (мг/кг)×SO₂=m

C_SO2=m/V_г - концентрация SO₂;

C_SO2=20000/4,94=4454,34 мг/нм³.

Приведём к нормальным условиям: α=1,4; t=0⁰C; p_атм.:

C_SO2=4454,34×α_ух/1,4=4454,34×1,23/1,4=3913,46 мг/нм³.

ГОСТ Р 50831-95:

SO₂; бурый уголь; D<400 т/ч; S<0,045; сухой газ: C_SO2=700 мг/нм³:

КПД фильтра:

η_{устройства}=(C_{SO2 получ.}-C_{SO2 норма})/C_{SO2 получ.}=(3913,46-700)/3913,46=0,82.

η_{устройства}=82%.

Расчёт бункера

Бункер сырого угля выбирается для 8 часов работы котла.

V^min_бун.=B_к/(k_зап×γ_{пл. нас.}×z_бун.),

где V^min_бун. – миниамальный объём бункера, т.;

z – число часов работы котла; z=8 ч.;

B_к – масса угля на 8 часов работы, т.;

B_р – расчётный расход топлива, т/ч; B_р=62,42 т/ч;

B_к=z ×B_р=8×62,42=500 т.;

k_зап – коэффициент запаса; k_зап=0,8;

z_бун. – число бункеров; z_бун.= z_мел.=2 шт.;

γ_{пл. нас.} – насыпная плотность топлива, т/м³ ;

γ_{пл. нас.}=0,35×γ_ист.+0,004×R₉₀,

где γ_ист. – истинная плотность топлива, т/м³;

R₉₀ – тонкость пыли, %; R₉₀=60%; [2];

γ_ист.=(100×γ_opt)/[100-A^d×(1-(γ_opt/2,9))];

γ_opt – оптимальная плотность топлива, т/м³;

γ_opt=100/(0,034×С^г+4,25×H^г+23);

γ_opt=100/(0,034×65,54+4,25×4,95+23)=100/46,266=2,16 т/м³;

С^г=100×С^r/[100-(A^r+W^r)]=100×29,1/[100-(29,6+26)]=65,54%;

H^г=100×H^r/[100-(A^r+W^r)]=100×2,2/[100-(29,6+26)]=4,95%;

γ_ист.=(100×2,16)/[100-40×(1-(2,16/2,9))]=299,9/101,366=2,41 т/м³;

γ_{пл. нас.}=0,35×2,41+0,004×60=1,0835 т/м³;

V^min_бун.=500/(0,8×1,0835×2)=288,42 м³;

Конструкция бункера:

V^min_бун.=V_пир.+V_пр.=288,42 м³,

где V_пр. – объём призматической части бункера, м³;

V_пир. – объём пирамидальной части бункера, м³;

V_пир.=(1/3)×h_пир.×(S₁+S₂+(S₁×S₂)^0,5);

h_пир. – высота усечённой пирамиды, м.; h_пир.=1,5/tg 25⁰=3,2 м.;

S₁ – площадь основания пирамиды, м²; S₁=1 м²;

S₂ – площадь верха пирамиды, м²; S₂=16 м²;

V_пр. – призматическая часть бункера, м.;

h_пр. – высота призматической части, м.;

V_пир.=(1/3)×3,2×(1+16+(1×16)^0,5)=22,4 м³;

V_пр.=V^min_бун. -V_пир;

V_пр.=288,42-22,4=266,02 м³;

H_min – минимальная высота призматической части, м.; H_min=V_пр./S₂;

H_min=266,02/16=16,62 м.;

H – полная высота призматической части с запасом по высоте, м.;

H=H_min+1,5=16,62+1,5=18,12 м.;

H_б – полная высота бункера, м.;

H_б=H+h_пир.=18,12+3,2=21,32 м.

Рисунок 9. Бункер

Расчёт дымовой трубы