Производство комовой негашеной извести

Для обжига извести применяют вращающиеся печи длиной 30 - 100 м, диаметром 2 - 4 м, с углом наклона 3 - 4˚ и частотой вращения 0,5 - 1,2 об/мин. Удельная суточная производительность их достигает 500 - 700 кг/м³ в расчете на полный объем обжигательного барабана. С увеличением длинны печей производительность их возрастает, а расход топлива снижается.

Для уменьшении расхода топлива на обжиг извести во вращающихся печах и для утилизации теплоты газов, выходящих из печей с температурой 750 - 800˚С, при меняют разные способы. В частности, за печами ставят

нагреватели, в которые направляют предназначенный для обжига кусковой материал. Отсюда с температурой 500 - 800˚С он поступает во вращающуюся печь, а из нее в холодильник. При таком способе работы печи расход теплоты на обжиг снижается до 4бОО - 5030 кДж/кг извести.

Применяют самые разные представляющие собой сочетание шахтной печи диаметром до 6 - 8 м с вращающейся печью диаметром около 2,5 м. При этом мелкокусковой фракционированный известняк обжигается на 80% в шахте с применением кокса и окончательно - во вращающейся печи. Суточная производительность подобной установки достигает 400 - 500 т при затрате теплоты около 4200 кДж/кг.

В последние годы ведется интенсивная разработка способов и установок, предназначенных преимуществен но для получения извести из мелкокусковых и даже пылевидных материалов. Такие способы позволяют не только использовать мелочь, но и резко интенсифицировать процесс обжига и увеличить удельную производительность установок.

Обжиг известняка в кипящем слое по технико-экономическим показателям характеризуется высоким съемом и повышенным расходом топлива - 4600 - 5480 кДж на 1 кг извести. Обжиг материала в условиях кипящего слоя высотой до 1-1.2 м длится 10-15 мин. Работа этих печей легко поддаётся полной автоматизации.

Применение в известковой промышленности установых для обжига карбонатных пород в кипящем слое позволяет рационально использовать большие количества мелких фракций сырья , образующихся обычно на карьерах, а также на заводах, оборудованных шахтными печами и даже вращающимися печами. Недостатком этих установок является повышенный расход топлива и электроэнергии.

Обжиг измельченного известняка во взвешенном состоянии в опытном порядке осуществляют в циклонных топках. В них тонкоизмельченные частички карбонатного сырья увлекаются потоком раскаленных газов и обжигаются. Осаждается обожженная известь из газового потока в пылеосадительных устройствах.

Выбор типа печи для обжига извести определяется производительностью завода, физико-механическими свойствами и химическим составом известняка, видом топлива и требуемым качеством извести.

Наибольшее распространение получили шахтные печи, представляющие собой полый цилиндр, имеющий наружный стальной кожух толщиной около 1 см и внутреннюю огнеупорную кладку, вертикально установленный на фундаменте. Эти печи характеризуются непрерывностью действия, пониженным расходом топлива и электроэнергии, а так же простотой в эксплуатации. Строительство их требует относительно небольших капиталовложений.

В зависимости от вида применяющегося топлива и способа его сжигания различают шахтные печи, работающие на короткопламенном твёрдом топливе, вводимом обычно в печь вместе с обжигаемым материалом; т.к. известняк и кустовое топливо при этом загружают в шахту перемежающимися слоями, то иногда такой способ обжига называют пересыпным, а сами печи – пересыпными; на любом твердом топливе , газифицируемом или сжигаемом в выносных потоках, размещаемых непосредственно у печи; на жидком топливе; на газовом топливе, натуральном или искусственном.

По характеру процессов , протекающих в шахтной печи, различают три зоны по высоте : подогрева, обжига и охлаждения. В зоне подогрева, к которой относят верхнюю часть печи с температурой пространства не выше 850˚С , материал подсушивается и подогревается поднимающимися раскалёнными дымовыми газами. Здесь выгорают также органические примеси. Поднимающиеся газы, в свою очередь , благодаря теплообмену между ними и загруженным материалом охлаждаются и далее отводятся вверх печи.

Зона обжига размещается в средней части печи, где температура обжигаемого материала изменяется от 850˚С до 1200˚С и затем 900˚С; здесь известняк разлагается , из него удаляется углекислый газ.

Зона охлаждения – нижняя часть печи. В этой зоне известь охлаждается от 900˚С до 50-100˚С поступающим снизу воздухом , который далее поднимается в зону обжига.

Движение воздуха и газов в шахтных печах обеспечивается работой вентилятор, нагнетающих в печь воздух и отсасывающих из неё дымовые газы. Противоточное движение обжигаемого материала и горячих газов в шахтной печи позволяет хорошо использовать теплоту отходящих газов на прогрев сырья , а теплоту обожённого материала – на подогрев воздуха, идущего в зону обжига. Поэтому для шахтных печей характерен низкий расход топлива. Расход условного топлива в этих печах примерно 13-16% массы обожённой извести , или 3800-4700 кДж на 1 кг.

Недостатки шахтных печей: известь загрязняется золой и остатками не сгоревшего топлива . Возможно так же образование значительного количества пережога в следствие соприкосновения раскалённых кусков антрацита или кокса с обжигаемым материалом. Это особенно заметно при нарушении теплового режима и чрезмерным форсированием печей за счёт высоких температур обжига.

Выбор типа печи для обжига извести определяется производительностью завода, физико-механическими свойствами химическим составом известняка , видом топлива и требуемым качеством извести.

Исходя из выше написанного выбираем шахтную печь.

Рис. 1 Технологическая схема производства комовой негашеной

извести в шахтных печах.

Добыча сырья

↓

Доставка сырья

↓

Складирование

↓

Транспортирование

↓

Дробление

↓

Транспортирование

↓

Фракционирование

↓

Транспортирование

↓

Загрузка шахтной печи

↓

Обжиг сырья

↓

Транспортирование

↓

Склад комой извести

↓

Отгрузка на гашение

1-5. Системный анализ технологического процесса.

Химико – технологическая схема состоит из трёх стадий:

1

2

3

Рис. 2 Химико – технологическая схема

1- стадия подготовки сырья к химическим превращениям; 2- химические превращения; 3- получение и доводка целевых продуктов.

Если рассматривать процесс обжига в шахтной печи , то можно хорошо различить три стадии.

Процесс диссоциации углекислого кальция (основной части сырья ) – обратимая реакция. Её направление зависит от температуры и парциального давления углекислого газа в среде с диссоциирующимся карбонатом кальция.

Так как СаО и СаСО₃ не является твёрдыми веществами и их концентрации в единице объёма постоянны , константа диссоциации К_дис=Р_СО2. Следовательно , динамическое равновесие в рассматриваемой системе устанавливается при определённом и постоянном для каждой данной температуры давления Р_СО2 и не зависит ни от количества оксида кальция , ни от количества карбоната кальция , находящихся в системе. Это равновесие давления называют давлением диссоциации или упругостью диссоциации.

Диссоциация углекислого кальция возможна только лишь при условии , если давление диссоциации будет больше чем парциальное давление СО₂ в окружающей среде При обычной температуре разложение СаСО₃ невозможно, поскольку давление диссоциации ничтожно. Установлено, что лишь при 600˚С в среде , лишённой СО₂ (в вакууме), начинает диссоциация углекислого кальция , причём она протекает очень медленно. При дальнейшем повышении температуры диссоциация СаСО₃ ускоряется.

При 880˚С давление (упругость диссоциации) достигает 0.1 МПа при этой температуре (её иногда называют тем-рой разложения) давление двуокиси углерода при диссоциации превосходит атмосферное давление, поэтому разложение карбоната кальция в открытом сосуде протекает интенсивно. Это явление можно сравнить с интенсивным выделением пара из кипящей жидкости.

При тем-ре больше 900˚С повышение её на каждые 100˚С ускоряет декарбонизацию известняка примерно в 30 раз. Практически в печах декарбонизация начинается при тем-ре , на поверхности кусков , 850˚С при содержании СО в отходящих газах около 40-45%.

Скорость декарбонизации известняка при обжиге зависит также от размеров обжигаемых кусков и их физ. свойств.

Разложение СаСО₃ происходит не сразу во всей массе куска, а начинается с его поверхности и постепенно проникает к внутренним его частям. Скорость движения с зоны диссоциации внутрь куска увеличивается с повышением тем-ры обжига. В частности при 800˚С скорость перемещения зоны диссоциации составляют примерно

2 мм, а при 1100˚С - 14 мм в час, т.е. идет быстрее.

Качество воздушной извести исходя из выше изложенного , будет определяться тем-рой обжига. Так средняя плотность извести полученной при 850-900˚С , достигает 1.4-1.6 г/см³ , а для извести обоженной при 1100-1200˚С она повышается до 1.5-2.5 г/см³ и более (в куске). При обжиге идёт быстрая перестройка тригональной кристаллической решетки кальцита в кубический оксид кальция.

Декарбонизация известняков при низких тем-рах (800-850˚С) приводит к образованию оксида кальция в виде массы губчатой структура, сложенной из кристаллов размером около 0.2-0.3 мкм и пронизанной тончайшими капиллярами диаметром около 8*10^-3.

Удельная поверхность такой извести, достигающая порядка 50 м²/г должна бы предопределять высокую реакционную способность продукта при взаимодействии в водой. Однако этого не наблюдается, по-видимому , потому, что проникновение воды через узкие поры в массу оксида кальция затруднено.

Повышение тем-ры обжига до 900˚С и особенно до 1000˚С обуславливает рост кристаллов оксида кальция до 0.5-2 мкм и значительное уменьшение удельной поверхности до 4-5 м²/г, что должно бы отрицательно отражаться на реакционной способности продукта. Но одновременное возникновение крупных пор в массе материала создаёт предпосылки к быстрому проникновению в него воды и энергичному их взаимодействию. Наиболее энергичным взаимодействием характеризуется известь полученная обжигом известняка при тем-рах 900˚С. Обжиг при более высоких тем-рах приводит к дальнейшему расту кристаллов оксида кальция до 3,5-10 мкм, уменьшению удельной поверхности, усадки материала и понижению скорости взаимодействия его с водой.

Некоторые примеси в известняках, особенно железистые, способствуют быстрому росту кристаллов оксида Са и образованию пережога и при тем-рах около1300˚С. Это вызывает необходимость обжигать сырьё с такими примесями и при более низких тем-рах.

Пережог в извести вредно сказывается на качестве изготовляемых на ней растворов и изделий. Запоздалое гашение такой извести протекающей обычно уже в схватившемся растворе или бетоне вызывают мех. напряжения и в ряде случаев разрушению материала. Поэтому наилучшеё будет известь обоженная при минимальной тем-ре, обеспечивающей полное разложения углекислого Са и экономию топлива

2. СПЕЦИАЛЬНЯ ЧАСТЬ

Разработанный передел состоит из добычи сырья , транспортирования, хранения , дробления, и обжига.

Транспортировка может производиться ленточными конвейерами, если расстояние от карьера до завода не более 5 км, железнодорожным транспортом. Выбираем автотранспорт , что упростит подъезд к карьеру и механизацию на заводе при выгрузке.

Хранение может быть в открытых и закрытых складах. Сейчас применяют закрытые склады, так как они защищают от агрессии среды.

Дробление может производится в щековых дробилках, если загрузочный материал твердый или средней твёрдости. Недостатком щековой дробилки является большое количество расходуемой энергии, большие потери мощности, дают зерна лещадкой формы.

Т.к. загруженный материал (известняк ракушечник ) мягкий , то выбираем конусную дробилку. Преимуществом конусной дробилки является отсутствие холостого хода, а следовательно меньший расход энергии, меньшая мощность электродвигателя.

Недостатки : сложные по конструкции и требуют строгого соблюдения технологических условий на монтаж, систематического ухода и обслуживания квалифицированным персоналом.

2-2 Расчёт разрабатываемого передела.

Определение годового фонда рабочего времени:

Т_год=(Д-В-П)∙С∙Т_см;

Т_год=(365-100-10) ∙8∙1=2040ч.

Т_год – годовой фонд рабочего времени технологического передела,ч;

Д =365 – количество календарных дней в году;

В – число выходных дней. При пятидневной рабочей неделе с учётом

4-х рабочих суббот в году;(В=52∙2-4=100)

П – расчетное количество праздничных дней в году; П=10

С – количество смен в сутки С=1;

Т_см – продолжительность смены; Т_см=8ч.

Далее рассчитываем материальный баланс заданного технологического процесса. Вид материального баланса зависит от поставленной задачи. Например , материальный баланс по компоненту может быть досчитан по формуле:

,

если М_о и М_п заданны в процентах от М_н,

где М_н – количество сырья, которое должно поступить на переработку за год.

М_п – технологические потери; М_п=3,5

М_о=0 – количество отходов.

М_к – количество материала в полезном продукте, выпускаемом в год.

,

где П_год – годовая производительность предприятия в натуральных

единицах.

M – количество материала в единице продукции; m=1,1

М_к= 60000∙1,1=66000 (м³/год)

(м³/год)

По данным материального баланса заданного передела определяют его необходимую часовую производительность:

, где

П_треб – требуемая часовая производительность аппарата.

М_возв – количество материалов , повторно вводимых в процесс при

работе аппарата в замкнутом цикле; М_возв=0.

П_треб=33,5 м³/ч.

2-3 Расчёт аппарата.

Необходимое количество аппаратов для реализации заданного процесса определяют по формуле:

,

где Р – необходимое количество единицу оборудования.

П_треб – необходимая часовая производительность

рассчитываемого процесса.

К_р – коэффициент резерва производительности. Этот

коэффициент должен быть больше 1,05;

П_э – эксплуатационная производительность подобранного аппарата.

Р=0,054 следовательно 1 дробилка ККД 1200/150

РАСЧЕТ КОНУСНОЙ ДРОБИЛКИ

Общие сведения о конусных дробилках.

В конусных дробилках дробящим органом является подвижный конус , помещенный внутри неподвижного конуса (рис 2.1.)

Рис. 2.1 Схема устройства конусной дробилки крупного дробления.

Дробление материала осуществляется в кольцевом рабочем пространстве между двумя усечёнными конусами. Подвижный конус плотно насажен на вал, нижний конец которого свободно входит в отверстие, эксцентрично расположенное на валу.

Конусные дробилки характеризуются: Б – ширина загрузочного отверстия, В – ширина разгрузочной щели, С – наименьший размер щели дробилки.

Размер конусных дробилок для крупного дробления принято характеризовать шириной загрузочного отверстия Б и шириной разгрузочного отверстия В. Размер конусных дробилок для мелкого и среднего дробления характеризуется диаметром Д нижнего основания дробящего конуса.

Угол захвата обычно в пределах 24-28˚, производительность в зависимости от размеров машины колеблется от 25 до 3500 т/ч.

Преимущество конусных дробилок перед щековыми состоит в непрерывности дробящего усилия , действующего в каждый момент по какой-нибудь образующей конуса. В результате этого производительность конусных дробилок больше , а расход энергии на дробление меньше , чем в щековых. Крупность дроблённых кусков более равномерная.

К недостаткам можно отнести сложность конструкции, большую высоту, что удорожает изготовление и ремонт дробилок, а также их непригодность для измельчения вязких и глинистых материалов.

Определение производительности дробилки.

Производительность конусных дробилок П (м³/ч) с крупными конусами определяется по формуле:

,

где Д_к – наружный диаметр подвижного конуса, м;

r – радиус окружности, описываемой точкой оси подвижного

конуса, лежащей в плоскости разгрузочной щели, м

b₁ – наименьшая ширина разгрузочной щели или ширина

параллельной зоны при сближении конусов, м

l – длина параллельной зоны , м (l=0.08 дм)

α₁ и α₂ – углы между вертикалью и образующими конусов,

град.

r_о – угловая скорость вращения эксцентретика, рад/с.

К_р – коэффициент разрыхления измельчённого материала

(К_р=0,25 – 0,6)

ρ – плотность дробимого материала;

П=117 (м³/ч)

Определение мощности двигателя дробилки.

Мощность двигателя N(кВт) конусных дробилок с крутыми конусами определяется по формуле:

,

где σ – предел прочности материала при сжатии, Н/м²

Е – модуль упругости материала, Н/м²

Д_н – нижний диаметр подвижного конуса, м

d – диаметр выгружаемых кусков материала, м

Д – диаметр загружаемых кусков материала, м

η – КПД привода (η= 0,8-0,85)

N=11.62 (кВт).

Список используемой литературы:

1. А.В. Волженский «Минеральные вяжущие вещества» Строиздат, 1986 – 464 с.

2. А.Г. Комар, Ю.М. Баженов, Л.М. Сулименко «Технология производства строительных материалов» «Высшая школа» 1990.

3. Н.К. Морозов «Механическое оборудование заводов сборного железобетона». Киев «Высшая школа» 2977.

4. Ткаченко Г.А. «Методические указания». Ростов-на-Дону государственная академия строительства.

Оглавление

1. Исходные данные

2. Вводная часть

   Если Вам нужна помощь с академической работой (курсовая, контрольная, диплом, реферат и т.д.), обратитесь к нашим специалистам. Более 90000 специалистов готовы Вам помочь.

   Бесплатные корректировки и доработки. Бесплатная оценка стоимости работы.

   Подробнее

   Поможем написать работу на аналогичную тему

   Реферат

   Любая тема

   От 850 руб.

   Контольная работа

   Любая тема

   От 850 руб.

   Курсовая

   Любая тема

   От 1500 руб.

   Получить выполненную работу или консультацию специалиста по вашему учебному проекту

   Узнать стоимость
   Нужна помощь в написании работы?

   Мы - биржа профессиональных авторов (преподавателей и доцентов вузов). Пишем статьи РИНЦ, ВАК, Scopus. Помогаем в публикации. Правки вносим бесплатно.

   Узнать цену
   Страницы: 1 2 3