Содержание к диссертации
Введение
1. Аналитический обзор 18
1.1. Технологический процесс получения нормального электрокорунда 18
1.2. Существующие методы и системы управления процессом производства нормального электрокорунда 30
1.3. Постановка задачи исследования 38
2. Синтез математической модели процесса получения электрокорунда 40
2.1. РТП производства нормального электрокорунда как объект управления 40
2.2. Связь электрических характеристик с распределением энергии в РТП 45
2.2.1. Связь развития электрической дуги и гармонического состава тока. 45
2.2.2. Связь сопротивления расплава и гармонического состава тока 49
2.2.3. Использование постоянной составляющей фазного напряжения для управления 52
2.2.4. Средняя объемная мощность - параметр системы управления 61
2.2.5. Использование величины третьей гармонической составляющей тока электродов для управления 62
2.3. Материальный баланс производства нормального электрокорунда 65
2.3.1. Расчет баланса по оксиду алюминия 66
2.3.2. Расчет баланса по углероду 67
2.3.3. Расчет массы пыли тл 69
2.3.4. Расчет массы отходящих газов тг 70
2.3.5. Расчет масс компонентов расплава ті 70
2.3.6. Расчет удельного выхода ферросплава 71
2.4. Энергетический баланс производства нормального электрокорунда 72
2.4.1. Расчет удельного расхода электроэнергии 72
2.4.2. Расчет теплового к.п.д. процесса 76
2.4.3. Расчет ориентировочного времени плавки т 76
2.4.4. Расчет скорости плавления шихты ит 76
2.5. Расчет загрузки 77
2.5.1. Расчет общего расхода шихтовых материалов на 1 плавку с учетом уровня ферросплава в ванне печи 77
2.5.2. Расчет величины начальной загрузки 79
2.5.3. Расчет ориентировочного времени загрузки 80
2.5.4. Расчет содержания восстановителя в шихте 80
2.5.5. Расчет состава начальной загрузки 81
2.5.6. Расчет величины корректирующей загрузки 82
2.6. Расчет электрических характеристик 83
2.6.1. Расчет сопротивления расплава на первой стадии плавки 83
2.6.2. Расчет сопротивления расплава на второй стадии плавки 84
2.6.3. Расчет средней объемной мощности 84
2.7. Структура математической модели процесса получения НЭК 85
2.8. Алгоритм расчета математической модели 90
3. Разработка системы управления процессом производства нормального электрокорунда 92
3.1. Постановка задач системы управления 92
3.2. Выбор критерия управления 97
3.3. Разработка системы управления руднотермической печью .98
3.3.1. Структура и алгоритм системы управления производством НЭК 98
3.3.2. Алгоритм расчета общей и начальной загрузки шихты 112
3.3.3. Алгоритм расчета корректирующих загрузок шихты 116
3.3.4. Алгоритм стабилизации тока 119
3.3.5. Алгоритм обработки измеряемых значений 121
3.3.6. Алгоритм стабилизации средней объемной мощности 123
3.3.7. Алгоритм управления переключением ступеней трансформатора.. 125
3.3.8. Алгоритм управления сопротивлением расплава 128
3.3.9. Алгоритм управления /п.с 130
3.3.10. Алгоритм проектирования управляющих воздействий 132
3.4. Программная реализация 138
4. Численное моделирование работы системы управления электрокорундовой печью 140
4.1. Обобщенный алгоритм управления технологическим процессом 140
4.2. Алгоритм расчета общей и начальной загрузки шихты 146
4.3. Алгоритм расчета корректирующих загрузок шихты 148
4.4. Алгоритм стабилизации тока 150
4.5. Алгоритм обработки измеряемых значений 151
4.6. Алгоритм стабилизации средней объемной мощности 152
4.7. Алгоритм управления переключением ступеней трансформатора 154
4.8. Алгоритм управления сопротивлением расплава 156
4.9. Алгоритм управления постоянной составляющей фазного напряжения 160
4.10. Алгоритм проектирования управляющих решений 161
Выводы 163
Литература 165
- Технологический процесс получения нормального электрокорунда
- Структура математической модели процесса получения НЭК
- Алгоритм проектирования управляющих воздействий
- Алгоритм управления сопротивлением расплава
Технологический процесс получения нормального электрокорунда
Для получения нормального электрокорунда агломерированный боксит подвергают плавке с углеродистым восстановителем, в процессе которой происходит восстановление окислов, главным образом, железа, кремния и титана /13, 14/. Образующийся комплексный ферросплав отделяется от обогащенного глиноземом расплава и осаждается на дне печи. Плавка ведется периодическим способом с раздельным выпуском ферросплава и высокоглиноземистого расплава, содержащего 94ч-95% АЬОз. Электрокорунд образуется в результате кристаллизации сливаемого в изложницы высокоглиноземистого расплава и состоит в основном из ос-А12Оз и некоторого количества примесей /3, 15, 16/. Благодаря хорошей отсадке, весь ферросплав при плавке получается в чистом виде и может быть полностью реализован.
Для лучшей отсадки ферросплава при высоком содержании окиси кремния в агломерате в печь загружают некоторое количество железной стружки. Расплавленное железо растворяет восстанавливающийся кремний с образованием твердого раствора в сс-феррите, что способствует его лучшему отделению от электрокорунда.
Основными реакциями, протекающими в ванне печи, по которым рассчитывается материальный баланс, являются реакции восстановления: А1203 + ЗС = 2А1 + ЗСО, Si02 + 2С = Si + 2СО, Fe203 + ЗС = 2Fe + ЗСО, Ті02 + 2С = Ті + 2СО, СаО + С = Са + СО, MgO + С = Mg + CO. Эти реакции, кроме реакции восстановления окиси алюминия, являются целевыми. При температуре 250С начинается восстановление оксида железа, которое полностью завершается при 1200-1300С. Восстановление оксида кремния в смеси с Fe203 и заметное восстановление Ті02 начинается при 1000С. Восстановление оксидов СаО и MgO начинается при температурах, превышающих температуры восстановления оксида алюминия. По этой и другим причинам полное их выделение из боксита невозможно.
Для выплавки электрокорунда допускается использование только низкокальциевых бокситов, источников которых в нашей стране нет. Поэтому все предприятия, производящие электрокорунд, работают на импортном сырье, в связи с чем возникает задача экономного расходования ресурсов и повышения качества ведения каждой плавки.
Принципиальная схема получения нормального электрокорунда приведена на рисунке 1.1/17/.
Перед подачей в печь агломерированный боксит и антрацит подсушивают (содержание влаги не должно превышать 5%) и дробят. Крупность кусков антрацита - 3-ь8 мм, агломерата - 25- 200 мм, причем содержание фракции 25 мм не должно превышать 10% /3/. Бокситовый агломерат и углеродистый восстановитель подаются в печные бункеры при помощи раздаточной тележки. В ванне электротермической печи происходит плавка шихтовых материалов, сопровождающаяся процессами восстановления компонентов.
По окончании плавки кислородом прожигается электрокорундовая летка. Готовый расплав электрокорунда сливают в изложницы и охлаждают в течение 12 ч, после чего слиток взвешивают, выталкивают из изложницы и охлаждают 8- 16 ч. Затем закрывают кожухом и поливают водой до полного охлаждения (8-Ї-10 ч), разбивают на копре. С помощью магнитного сепаратора отделяют часть продукта, загрязненную ферросплавом вследствие плохой его отсадки. Затем очищенный продукт сортируют по крупности зерен, пропуская через систему грохотов.
Ферросплав сливают в изложницу после каждой третьей плавки /18/ через 1 час после выпуска электрокорунда /8/, охлаждают и разбивают на копре. Прожиг ферросплавной летки осуществляется электрическим способом.
Основным элементом технологической схемы процесса получения нормального электрокорунда является руднотермическая печь, в которой под действием высокой температуры происходят основные реакции взаимодействия компонентов шихты. Режим работы печи определяет эффективность всего производства /19-21/.
На рисунке 1.2 представлен общий вид РТП производства нормального электрокорунда РКО-10.5 /17/. Ванна печи стационарная с металлическим кожухом толщиной 25 мм. Печь футеруется хромомагнезитовым и магнезитовым огнеупорным кирпичом. Ванна печи имеет летки для выпуска расплава электрокорунда и ферросплава.
Электрокорундовая летка расположена по оси электрода первой фазы, а ферросплавная - по оси электрода второй фазы, так что угол между летками составляет 120.
Электроснабжение печи производится от печного трансформатора мощностью 10,5 МВА. Подвод энергии в ванну печи осуществляется с помощью электродов. Печь оборудована набивными самоспекающимися электродами диаметром 950 мм.
Электрод состоит из металлической оболочки, заполняемой сверху электродной массой. Количество загружаемой электродной массы зависит от расхода электродов.
Механизм перемещения электродов служит для подъема и опускания электродов с целью поддержания электрического сопротивления реакционной зоны в заданных пределах. Скорость перемещения электродов - 15 мм/с /22/.
Механизм перепуска электродов предназначен для поддержания постоянной рабочей длины электрода (1.9ч-2.0 м) при его срабатывании и наращивании /8/. Режим перепусков зависит от типа печи: на открытых печах 1ч-2 раза в смену, на закрытых каждый час /23, 24/. Перепуск электродов в РТП получения НЭК производят ежесменно после начальной загрузки (при закрытом колошнике). Нормальный перепуск электродов за смену - 100+150 мм /25/.
Расход электродов зависит от технологического процесса, качества массы и обычно пропорционален потребляемой энергии /15, 24/. Среднесуточный линейный расход электрода составляет 400-ь500 мм /8/.
Короткая сеть (вторичный токопровод) является совокупностью проводников, соединяющих низковольтные выводы печного трансформатора с рабочей зоной руднотермической печи. Короткая сеть должна обладать малыми активным и реактивным сопротивлениями.
Технологический процесс плавки НЭК в РТП условно можно разделить на 2 стадии: стадию плавления шихты и стадию доводки расплава. На первой стадии идет плавление шихты и одновременно как твердофазное, так и гетерогенное восстановление оксидов, присутствующих в агломерате и антраците /3, 20/. До начала второй стадии слой непроплавленной шихты стараются поддерживать толщиной до 1.3 м. Это позволяет значительно снизить потери энергии и сырья, уменьшить загрязненность отходящих газов. К концу проплавлення колошника в расплаве содержится 91- -92% А120з /10/.
На второй стадии происходит только рафинирование расплава и его перегрев для придания ему жидкотекучего состояния. Между электродами и расплавом горит электрическая дуга, наличие которой способствует интенсивному газо- и пылевыделению с зеркала расплава, что сильно ухудшает условия труда и неблагоприятно влияет на экологическую обстановку в районе предприятия /26/. Кроме того, в зоне дуги возможны химические реакции, в результате которых образуются соединения, ухудшающие абразивную способность НЭК.
Избежать негативных последствий плавки путем перехода к непрерывному производству с выпуском расплава из под слоя шихты не представляется возможным. Этому вопросу был посвящен ряд исследований /4, 27/.
Периодичность процесса выплавки электрокорунда обусловлена несоответствием между температурами плавления исходной шихты ( 1950 К) и конечного продукта ( 2300 К) 121. Кроме того, хотя восстановление большой части примесей заканчивается к моменту вскрытия колошника, электрокорунд удается выпустить только после значительного перегрева расплава, несмотря на сравнительно малую вязкость расплавленного глинозема в точке плавления. Затруднения с выпуском слабо перегретого электрокорунда обусловлены узким температурным интервалом его кристаллизации /17, 27/.
Структура математической модели процесса получения НЭК
Из вышеизложенного следует, что структура математической модели процесса получения выплавки нормального электрокорунда должна включать следующие блоки (см. рис. 2.7):
- блок расчета материального баланса;
- блок расчета энергетического баланса;
- блок расчета загрузки;
- блок расчета электрических характеристик.
Предлагаемая математическая модель процесса выплавки НЭК позволяет получать недостающую информацию о технологических параметрах, которые недоступны для измерения в реальных условиях, но необходимы для целей управления. Ниже дана краткая характеристика блоков математической модели.
1. Блок расчета материального баланса основывается на использовании уравнений (2.24Н2.42).
Исходные данные:
- составы агломерата сц, восстановителя с-х2, электродной массы сд,
- удельный расход электродной массы т3уд;
- коэффициенты перехода компонентов сырья в расплав электрокорунда &І4, ферросплав к{5 и пыль к[в,
- стехиометрические коэффициенты реакций восстановления п;;
- молярные массы компонентов шихты Mj, расплава М\\
- требуемая масса слитка электрокорунда ттр;
- Требуемое Содержание ОКИСИ аЛЮМИНИЯ В ГОТОВОМ Продукте СА1203 В результате расчета материального баланса получаем выходные данные:
- массы агломерата т\К и восстановителя ту2 , требуемые для выплавки 1НЭК;
- удельный выход ферросплава на 1 т НЭК т]л;
- массу образующейся пыли тп;
- массу образующихся газов тТ;
- массы компонентов расплава W/.
2. В блоке расчета энергетического баланса используются формулы (2.43И2.58).
Исходные данные:
- составы агломерата СЦ, восстановителя сх1, электродной массы CQ,
- общая масса выплавленного электрокорунда ттр;
- массы компонентов расплава mi,
- термодинамические характеристики: значения теплоємкостей cpj и теплоты плавления Ц компонентов шихты, значения теплоємкостей компонентов расплава cvf,
- значения тепловых эффектов реакций восстановления Л#ь
- начальная температура материалов Тшч, температура плавления шихты Гпл, конечная температура расплава Гкон, температура поверхности шихты Ті, температура окружающей среды Т2;
- коэффициент теплоотдачи а;
- масса тп, температура Тп и теплоемкость срп подины печи;
- масса тл, температура Тл и теплоемкость срл пыли;
- масса шг, температура Тг и теплоемкость срг отходящих газов;
- электрический к.п.д. печи Гэл;
- полезная мощность трансформатора Л олезн-Выходными данными являются:
- скорость плавления колошника ит;
- тепловой к.п.д. процесса г\;
- общий общ и удельный 2УД расходы электроэнергии; - ориентировочная продолжительность плавки т.
3. В блоке расчета загрузки используются формулы (2.59)-н(2.84).
Исходные данные:
- плотность корундового расплава р4;
- плотность ферросплава р5;
- требуемая масса корунда ттр;
- массы агломерата т\А и восстановителя my2R, требуемые для выплавки 1 т НЭК;
- удельный выход ферросплава на 1 т НЭК т5уд;
- массы агломерата и восстановителя w g8,m 8, требуемые для выплавки 1 т НЭК с содержанием А1203 88%;
- геометрические характеристики печи SB, S3Jl, Vn;
- насыпная плотность шихты рсл;
- требуемая толщина колошника /гкол;
- начальная глубина погружения электродов hnorv;
- скорость плавления колошника ит;
- содержание в шихте оксида кремния с2\, оксида железа с3ь влаги с7ь Выходные данные:
- общий расход шихтовых материалов т\ и т2;
- массы агломерата т1 и восстановителя Щ в начальной загрузке;
- начальное к и конечное к содержание восстановителя в шихте;
- содержание восстановителя в шихте к1 при і-ой загрузке;
- ориентировочная продолжительность стадии загрузки т3;
- количество железной стружки тж.
4. Расчет электрических характеристик основан на использовании формул (2.85 г(2.92). Исходные данные:
- ток электрода/3;
- фазное напряжение Щ;
- полезная мощность печи Nnoslem;
- относительное содержание гармонической составляющей с частотой 100 Гц в токе электродов 12/1э;
- относительное содержание гармонической составляющей с частотой 150 Гц в токе электродов 13/1Э;
- постоянная составляющая фазного напряжения U„x;
- удельное электрическое сопротивление среды рэл. Выходные данные:
- сопротивление расплава в ванне на первой стадии плавки jR0,i2 и о,ипс5
- сопротивление расплава в ванне на второй стадии плавки RQ;
- средняя объемная мощность в ванне печи iVo6.
Результаты расчета в каждом из перечисленных блоков используются при управлении.
Приведенные выше блоки расчета представляют собой рабочую математическую модель, описывающую процесс получения нормального электрокорунда в руднотермической печи, и которая может быть использована для построения автоматизированной системы управления технологическим процессом производства нормального электрокорунда.
Разработанная математическая модель позволяет оперативно получать недостающую информацию о неконтролируемых параметрах, таких, как активное сопротивление шихты и расплава в ванне, степень развития электрической дуги, количество нерасплавленной шихты (толщина колошника). При помощи математической модели рассчитывают необходимые для целей управления величины, такие как состав шихты, массы начальной и корректирующих загрузок, расход электроэнергии.
Алгоритм проектирования управляющих воздействий
В диссертационной работе разработан алгоритм автоматизированного проектирования управляющих воздействий при изменении качества производимой продукции. Это означает возможность выбора варианта алгоритма управления (контролируемый параметр - R0 (вариант а) или Uu,c (вариант б)) и характера изменения контролируемого параметра на стадии доводки по результатам плавок. Выбор критерия состояния процесса по предложенному алгоритму следует проводить при изменении состава шихтовых материалов.
Выбор критерия состояния процесса и его эталонной кривой (для стадии доводки) осуществляется по алгоритму, приведенному на рисунке 3.12. Алгоритм содержит следующие шаги:
1. Вводятся исходные данные (максимально допустимое значение отклонения фактического расхода электроэнергии от расчетного bQ, минимально допустимое значение длительности стадии доводки 5т2СТ, шаг изменения длительности стадии доводки Дт ст, начальное значение длительности стадии доводки х2ст, требуемое содержание оксида алюминия в готовом продукте Сдігоз)
2. Проводится серия из трех плавок по варианту (а) алгоритма управления (п. 3.3.1). По результатам серии плавок рассчитываются средние значения содержания оксида алюминия в готовом продукте сЦ и фактического расхода электроэнергии 2р.
3. Рассчитывается отклонение Ас 14 значения сЦ от требуемого сАі2оз
4. Рассчитывается относительное отклонение расхода электроэнергии по формуле Д0 =( СР - бобщУбобщ
5. Проводится серия из трех плавок по варианту (б) алгоритма управления (п. 3.3.1). По результатам серии плавок рассчитываются значения сЦ и Qcp.
6. Рассчитывается отклонение Ас"14 значения сЦ от требуемого Сдігоз
7. Рассчитывается относительное отклонение расхода электроэнергии по формуле AQ"=(QP бобщУбовщ
8. Если для варианта (а) отклонение содержания оксида алюминия больше Лс"14 Ас\4, то переходят к шагу 9. Иначе - к шагу 11.
9. В качестве критерия состояния процесса принимается параметр постоянной составляющей фазного напряжения, т.е. принимается вариант (б) алгоритма управления.
10. Промежуточной величине Д 2ь содержащей значение минимального относительного отклонения расхода электроэнергии (полученного к данному моменту для текущего варианта алгоритма управления), присваивается значение Д 2"- Переходят к шагу 13.
11. В качестве критерия состояния процесса принимается параметр сопротивления расплава, т.е. принимается вариант (а) алгоритма управления.
12. Промежуточной величине AQ\, присваивается значение AQ\ Переходят к шагу 13.
13. Величина AQi сравнивается с максимально допустимой величиной bQ. Если величина AQi bQ, то переходят к шагу 14. Иначе - к шагу 15.
14. Для выбранного алгоритма управления рекомендуется линейная форма эталонной кривой на стадии доводки. Ее уравнение имеет вид у=ах+Ь. Для варианта (а) а = -і?опред/т2ст; b-R A\у соответствуетRT\ х- (ттек - т3), где т3 -момент окончания загрузки. Для варианта (б) а = Ux/ t2CT; b = 0; у соответствует U c; х - (хтек - т3). Переход к концу алгоритма.
15. Значение Т2СТ уменьшают на Ахгст- Таким образом, общая продолжительность плавки снижается и уравнение эталонной кривой (см. шаг 14) изменяется.
16. Если уменьшенное значение Т2СТ стало меньше предельно допустимого значения 8т2ст, т.е. І2 Ь%2СЇ, ТО переходят к шагу 17. Иначе - к шагу 18.
17. Восстанавливают предыдущее значение т2ст переходят к шагу 24.
18. Проводится серия из трех плавок по выбранному варианту алгоритма управления. По результатам серии плавок рассчитывается значение Qcp.
19. Рассчитывается относительное отклонение расхода электроэнергии по формуле AQ2=(QCP бобщУбобщ
20. Если значение AQ2 не превышает максимально допустимой величины SQ, т.е. AQ2 bQ, то переходят к шагу 21. Иначе - к шагу 22.
21. Для выбранного алгоритма управления рекомендуется линейная форма эталонной кривой на стадии доводки. Ее уравнение имеет вид у = ах+b. Для варианта (а) а = -Яопрсд/т2ст , Ь = і?опред; У соответствует RQ3T; х - (ттек - т3), где т3 -момент окончания загрузки. Для варианта (б) а = UX/T2CT; b-0;y соответствует /пэтс; х - (ттек - х3). Переход к концу алгоритма.
22. Если значение AQ2 не превышает величину AQi, т.е. AQ2 AQ\, то это означает, что затраты электроэнергии снижены и имеет смысл уменьшать длительность стадии доводки. Иначе - переходят к шагу 24.
23. Промежуточной величине AQX присваивается значение AQ2. Переходят к шагу 15.
24. Изменяют форму эталонной кривой. Уравнение кривой теперь имеет вид у = ах2+Ьх+с. Для варианта (а) а = -і?опред/(х2ст)2; Ъ =0; с = Я0пред; у соответствует І?0ЗТ; х - (ттек - х3), где т-з - момент окончания загрузки. Для варианта (б) а = U /(T2crf; Ь = 0;с = 0;у соответствует 1/Ц; х - (ттек - х3).
25. Проводится серия из трех плавок по выбранному варианту алгоритма управления с измененной формой эталонной кривой. По результатам серии плавок рассчитывается значение Qcp.
26. Рассчитывается относительное отклонение расхода электроэнергии по формуле AQ2=(Qcp - бобщУбобщ
27. Если значение AQ2 не превышает максимально допустимой величины bQ, т.е. AQ2 $Q, то переходят к шагу 28. Иначе - к шагу 29.
28. Для выбранного алгоритма управления рекомендуется параболическая форма эталонной кривой на стадии доводки (см. шаг 24). Переход к концу алгоритма.
29. Выдается рекомендация на изменение критерия состояния процесса, т.е. выбор другого варианта алгоритма управления. Переход к концу алгоритма.
Данный алгоритм позволяет выбирать критерий состояния процесса по результатам химического анализа продукта, что более оперативно, чем выбор по качеству готовых абразивов, т.к. последние возможно получить лишь через ЗО-т-40 ч после окончания плавки. Таким образом, можно обоснованно выбрать критерий состояния процесса до того, как будут известны результаты более позднего анализа качества продукта, что, впрочем, не избавляет от необходимости проведения такого анализа, а лишь повышает достоверность управляющих решений на данном этапе.
Данный алгоритм позволяет осуществлять автоматизированное проектирование управляющих воздействий при изменении качества производимой продукции. Предложенный алгоритм был проверен при помощи численного эксперимента. Полученные результаты свидетельствуют о его работоспособности.
Алгоритм управления сопротивлением расплава
Входными данными блока управления сопротивлением расплава являются минимальное i?o,min из рассчитанных значений i?o,i2 и і?о,ш.с; эталонное значение і?озт(хтек); шаг перемещения электрододержателей А/г; номер ступени трансформатора ист; момент времени предыдущей загрузки тзагр; текущий момент времени ттек; минимально допустимое время между загрузками 8тзагр.
В данном контуре осуществляется оперативное управление электрическим режимом работы электрокорундовой РТП путем перемещения электродов и переключения ступеней напряжения трансформатора.
Приведем варианты значений параметра i?o,min и соответствующие действия системы:
l) o,min о тек)_ опустить электроды на А/г;
2)i?o,min Доэт(ттеК), Ист 3, (ттек - тзагр) 5тзагр - в блоке расчета корректирующих загрузок (п. 3.3.3) рассчитывается значение тш\ загружается масса тш1;
3) o,min Я0эт(Ттек), «ст 3, (ттек - т3агр) оЧзагр - поднять электроды на ДА;
4)i?o,min - о тек)» ист 3 - поднять электроды на А/г.
Рассмотрим влияние относительного содержания в токе, проходящем через электроды, гармонических составляющих с частотой 100 и 150 Гц на сопротивление расплава в ванне (рис. 4.1 и рис.4.2).
Изменение Ro в зависимости от содержания в токе третьей гармоники (см. рис. 4.2) соответствует уравнению (2.13). С ростом третьей гармоники увеличивается RQ. Наличие в уравнении (2.13) неизвестной величины 1Д/1Э требует для ее определения дополнительных данных. Они могут быть получены с помощью измерения в токе второй гармоники (см. рис. 4.1), поскольку, как было показано в разд. 2.2.1, содержание в токе второй гармоники зависит от распределения тока между дугой и шунтом. С увеличением содержания второй гармоники Ro возрастает, что соответствует уравнениям (2.13) и (2.16).
Значение величины Ід /1Э может быть рассчитано также с помощью измерения постоянной составляющей фазного напряжения, поскольку, как было показано в разд. 2.2.3, его значение зависит от распределения тока между дугой и шунтом. Рассмотрим влияние постоянной составляющей фазного напряжения на сопротивление расплава (рис. 4.3). Из рисунка 4.3 следует, что сопротивление расплава в ванне уменьшается с увеличением постоянной составляющей фазного напряжения, что соответствует уравнениям (2.13) и (2.24).
Рассмотрим зависимость сопротивления расплава от тока, протекающего через электроды (рис. 4.4). Из рисунка 4.4 следует, что сопротивление расплава в ванне уменьшается с увеличением тока, протекающего через электроды.
Это объясняется энергетической природой возникновения и существования электрической дуги в РТП. При неизменном положении электродов, т.е. при неизменном сопротивлении шунта, величина тока шунта при переключении печного трансформатора на более высокое напряжение остается почти без изменения. Рост общего тока происходит в этом случае за счет роста дуги.
Уменьшение общей величины тока при подъеме электродов и том же фазном напряжении происходит как за счет тока шунта в результате повышения его сопротивления вследствие уменьшения площади контакта электродов с шихтой и роста длины самого шунта, так и вследствие уменьшения тока дуги из-за увеличения ее длины. Однако даже при значительном заглублении электродов развитие дуги в некоторой степени продолжает иметь место в виде микродуг и искрений, что объясняется плохой смачиваемостью электродов расплавом.
На основании сказанного можно сделать вывод, который использован при управлении сопротивлением расплава: при превышении сопротивлением ванны допустимого предела, необходимо увеличить ток путем перемещения электродов вниз. И, наоборот, при снижении сопротивления расплава ниже допустимого предела необходимо снизить ток путем перемещения электродов вверх.
Блок-схема алгоритма управления сопротивлением расплава была приведена на рис. ЗЛО.
Анализ работы данного алгоритма показал соответствие управляющих решений теоретическим положениям, что обеспечивает качество и эффективность системы управления процессом.
