Отделение утилизации свинцовых аккумуляторов

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Литературный обзор

2. Технологическое обоснование выбранной схемы

3. Описание технологического процесса

3.1 Приемка и разгрузка сырья и вспомогательных материалов

3.2 Механизированная разделка аккумуляторного лома

3.3 Брикетирование

3.4 Шахтная плавка

3.5 Рафинирование свинца

3.5.1 Расплавление и грубое обезмеживание

3.5.2 Тонкое обезмеживание

3.5.3 Окислительное рафинирование

3.5.4 Обессеребрение

3.5.5 Обезвисмучивание

3.5.6 Разливка и пакетирование

3.5.7 Переработка щелочных съемов

4. Материальные расчёты

4.1 Расчет вещественного состава свинецсодержащего сырья

4.2 Брикетирование

4.3 Шахтная плавка

4.4 Грубое обезмеживание

4.5 Тонкое обезмеживание

4.6 Окислительное рафинирование

4.7 Обессеребривание

4.8 Обезвисмучивание

4.9 Качественное рафинирование

4.10 Переработка щелочных съёмов

5. Расчет основного оборудования

5.1 Расчет шахтной печи

5.1.1 Определение количества и размеров кессонов

5.2 Расчет аппаратов очистки газов

5.3 Выбор инерционного пылеуловителя

5.3.1 Расчет циклона

5.3.2 Расчет мощности двигателя дымососа

5.4 Расчет рукавного фильтра

6. Тепловой баланс

6.1 Расчет прихода тепла

6.2 Расчет расхода тепла

7. Строительная часть

7.1 Характеристика конструктивных элементов

7.2 Расчет площади бытовых помещений

7.3 Расчет площади бытовых помещений

8. Безопасность жизнедеятельности

8.1 Введение

8.2 Описание объекта дипломирования

8.3 Описание рабочего места

8.4 Природопользование и охрана окружающей среды

8.4.1 Характеристика отходов производства

8.5 Развитие возможных сценариев ЧС

9. Технический контроль и автоматизация процесса



Введение

Цветная металлургия сохраняет ведущие позиции в экономике высокоразвитых государств и является одной из передовых отраслей тяжелой промышленности России.

Цветные металлы и сплавы из вторичного сырья играют важную роль в общем балансе производства и потребления цветных металлов в нашей стране: их доля по отношению к общему объёму производства цветных металлов составляет около 25%.

Одним из широко используемых в промышленности металлов является свинец. К концу ХХ века резко возросло его производство. И если в 1960 году мировое предложение свинца составило 3,2 млн. тонн, в период 1973 - 1986 гг. - колебалось около 4 млн. тонн, то к 2004 году мировое производство свинца увеличилось до 6,7 млн. тонн в год. Таким образом, мировое производство свинца находится на четвёртом месте после алюминия, меди и цинка.

Свинец и его соединения относятся к токсичным веществам I класса опасности. Практически во всех странах мира введены жёсткие нормативы, определяющие предельно допустимые концентрации в воздухе и воде, происходит постепенное запрещение применения свинца в ряде продуктов (в пигментах, в качестве антидетонаторов и др.).

Однако пока нет конкурентной замены свинцу в производстве свинцово - кислотных батарей, и прогнозируется дальнейший рост этого рынка.

Ужесточение законодательства в отношении производства и потребления свинца привело к изменению картины этого металла, вызвало также требование к увеличению доли повторной переработки выработавшей срок эксплуатации свинцовой продукции. Прямым следствием является непрерывно растущая степень рециклинга свинецсодержащих материалов.

С точки зрения ликвидности повторно может быть переработано - 85% продукции, использовавшей металлический свинец. Производство вторичного свинца неуклонно растёт, и в настоящее время оно удовлетворяет - 60% всего мирового потребления свинца. Причём в ряде стран составляющая вторичного свинца в общем производстве значительно опережает средний мировой уровень. Так, в США доля свинца, полученного из вторичных материалов, к 2002 - 2003 гг. достигала 81 - 82%, а во Франции, Испании, Бельгии весь выплавленный свинец был произведён из вторсырья. Связано это в первую очередь со строгими природоохранными законодательствами стран, а также с более совершенными системами сбора и транспортировки свинцовых отходов.

Таким образом, снижение добычи рудного свинцового сырья по экологическим и экономическим соображениям и необходимость максимально возможной утилизации свинцовых отходов, с одной стороны, и продолжающийся прирост спроса на свинец, с другой стороны, ведут к интенсификации рециклинга свинца из свинецсодержащих отработанных материалов, и в первую очередь свинцово - кислотных батарей, наиболее массовой части потреблённого свинца.

Для производства одной тонны свинца из вторичного сырья требуется полторы-две тонны исходной шихты (включая флюсы и восстановитель). Для производства одной тонны свинца из рудного сырья требуется извлечь из недр и переработать на переделе обогащения 50-80 тонн руды и выбросить в отвал почти такое же количество хвостов, а в металлургическом переделе за счёт применения флюсов дополнительно получить ещё более трёх тонн шлаков, требующих отдельной утилизации. В итоге не эффективно используются природные ресурсы и земля для хранения отвалов.

За некоторым исключением (оболочки кабелей, кровельный лист, демпферы, гасящие колебания волн при землетрясениях, стационарные аккумуляторные батареи) срок службы изделий, содержащих свинец, не превышает 5 лет, накопление свинецсодержащих отходов идёт достаточно быстрыми темпами. К числу причин, ограничивающих срок службы свинцовых аккумуляторов, относится коррозия решёток положительного электрода, “оплывание” положительной активной массы, необратимая сульфатация отрицательных пластин и некоторые другие.

К настоящему времени разработаны и успешно используются в промышленности различные технологические схемы переработки отработавших батарей, обеспечивающие высокое извлечение свинца и некоторых сопутствующих компонентов в товарную продукцию. Для получения свинца и его сплавов используют, в основном, пирометаллургические способы. Принципиально технология переработки аккумуляторных батарей включает следующие основные переделы:

Подготовка к плавке (слив электролита, дробление, агломерация или разделение компонентов батарей и т.д.).

Плавка неразделанных батарей или их свинецсодержащих фракций в печах различного типа с получением чернового металлического свинца и его сплавов и очисткой технологических газов до установленных норм.

Рафинирование чернового свинца или легирование сплавов.

Производство попутной продукции.

Разделение батарей на фракции позволяет простыми способами с небольшими затратами получить товарные свинцовые сплавы непосредственно из металлической фракции и значительно сократить производство и применение марочного свинца и легирующих добавок для производства сплавов. Кроме того, примеси, находящиеся в металлической фракции не загрязняют черновой свинец, полученный из оксидно-сульфатной фракции, что исключает затраты на их удаление при рафинировании этого свинца.

Из других фракций от разделки батарей получают попутную товарную продукцию, не содержащую свинец (полипропилен, стоимость которого превышает скорость марочного свинца и др.).

Затраты на очистку технологических и аспирационных газов от пыли, оксидов серы и азота до установленных норм выброса при переработке вторичного свинцового сырья меньше, чем при переработке рудного сырья.

При переработке батарей энергозатраты на получение свинца и его сплавов в 3,5-4 раза меньше, чем при производстве их из концентратов, и не только за счёт исключения их на добычу, измельчение и обогащение руды.

Общие затраты на производство свинца, его сплавов и соединений из вторичного свинцового сырья, а также воздействие способов его переработки на окружающую среду значительно меньше, чем при производстве их из рудного сырья.

При условии увеличения сбора батарей можно не только исключить зависимость России от импорта свинца, его сплавов и концентратов, но в перспективе даже экспортировать свинец. Для этого в России необходимо в законодательном порядке разработать эффективную систему сбора отработанных аккумуляторных батарей и других свинецсодержащих отходов, создать производства на основе передовых технологий и привлекательные условия для инвестиций.

свинецсодержащий дымосос щелочный аккумуляторный



1. Литературный обзор

Переработка отработавших свинцово-кислотных аккумуляторов позволяет решить экологическую задачу очистки окружающей среды от многокомпонентного токсичного сырья с одновременным получением необходимой для свинцовой продукции, что особенно важно в условиях дефицита первичного свинца в России.

При выборе технологии переработки применительно к условиям конкретной промплощадки приходится решать ряд задач:

определить оптимальный масштаб производства;

выбрать номенклатуру выпускаемой продукции;

выбрать технологию производства и оборудование.

Основными потребителями свинца на Урале являются аккумуляторное и кабельное производства. Аккумуляторные заводы используют рафинированный свинец марки С1, С2 по ГОСТ 3778-84 и свинцово-сурьмянистые сплавы. Кабельное производство потребляет мягкий свинец преимущественно марок С2,С3 и низкосурьмянистые сплавы (до 25 % Sb).

Таким образом, для обеспечения потребности уральских предприятий в свинце необходима технология, позволяющая получать малосурьмянистый свинец и свинцово-сурьмянистые сплавы в регламентируемом диапазоне содержаний примесей.

В мировой практике такая задача решается двумя путями:

прямой плавкой аккумуляторного лома и последующего изготовления “мягких” сортов свинца сурьмяниятых сплавов на стадии рафинирования;

предварительной механизированной разделкой на металлическую (свинцово-сурьмянистый сплав), пастовую (относительно чистая по примесям смесь оксидов и сульфата свинца) и органические (полипропилен, эбонит, ПВХ) фракции с последующей раздельной переработкой фракций.

Преимущество первой схемы состоит в простоте шихтоподготовки и плавки ломов. Однако при этом усложняется схема рафинирования и возникают проблемы утилизации хлоридных (до 15 % Cl) свинцовых пылей и маломедистых свинецсодержащих штейнов.

В схеме с механизированной разделкой лома, несмотря на усложнение в голове процесса, проще и дешевле решаются задачи получения чистого свинца и сплавов и практически отсутствуют труднореализуемые продукты.

В индустрии рециклинга свинца применяют различные технологические схемы. Наибольшее число заводов (80 из 190) имеют мощности по выплавке вторичного свинца во вращающихся печах, но в связи с наличием большого количества малотоннажных производств, вклад их в общее производство не превышает 30 %. По-прежнему достаточно велика мощность заводов вторичного свинца, применяющих плавку в отражательных печах. Вводят новые и реконструируются предприятия ранней постройки по переработке вторичного сырья, в том числе с использованием высокоэффективных технологий Isasmelt/Ausmelt и электротермической плавки.

Основным же способом переработки использованных батарей является традиционная шахтная плавка. В настоящее время в ряде стран (Япония, Республика Корея и др.) существуют технологические схемы переработки батарей, основанные на процессах агломерации и шахтной плавки агломерата. Например, на заводах Японии фирм “Hosocura Smelting and Refining Co” отслужившие ресурс батареи разрушаются, подвергаются сепарации и затем свинецсодержащие фракции после агломерации проплавляют в шахтных печах.

Задачи восстановительной плавки в шахтной печи сводятся к тому, чтобы получить наибольшее количество свинца в виде металла; компоненты золы кокса, флюса сосредоточить в жидком шлаке.

Кокс выполняет в шахтной плавке три функции:

- является топливом, то есть источником тепла для расплавления материалов шихты;

- является восстановителем. На пористой поверхности раскаленного кокса проходят химические реакции;

- обеспечивает необходимую газопроницаемость слоя шихты.

Кокс должен обладать необходимой крепостью и твердостью, чтобы не разрушаться при движении шихты вниз по шахте печи и не раздавливаться под тяжестью выше лежащего столба плавильных материалов. Кокс должен быть в меру пористым и газопроницаемым. Пористый кокс быстро сгорает и способствует перемещению фокуса печи к колошнику. Плотный кокс сгорает медленно и не обеспечивает достаточный температурный режим процесса плавки.

Образование золы при сгорании кокса для обеспечения стабильности шахтной плавки не должно превышать 25%. При большом содержании золы увеличивается расход кокса в связи с уменьшением доли углерода, при этом шлаки получаются тугоплавкими, соответственно возрастают и потери свинца с ними. Кроме того, из-за перемещения золы к стенкам шахты на них образуются тугоплавкие настыли, что приводит к нарушению работы печи.

Размер куска кокса должен быть не менее 60 мм, что способствует увеличению газопроницаемости столба шихты и обеспечивает необходимый температурный режим для проплавления колоши. Расход кокса рассчитывается при составлении шихтовой карты и составляет (9-14) % от массы шихты.

При недостатке кокса восстановительная способность печи падает. Шлаки получаются холодные, с высоким содержание свинца. Внешним признаком недостатка кокса являются тёмные фурмы, холодный колошник, стылые шлаки.

При избытке кокса восстановительная печи способность увеличивается, соединения железа и меди восстанавливаются до металлов и образуют настыли в печи. Шлаки становятся холодными, так как фокус печи поднимается вверх и в шахте постепенно увеличивается столб несгоревшего и пропитанного шлаком кокса. Расплавленные продукты плавки, проходя через холодную нижнюю часть коксового пояса охлаждаются. Шлаки становятся вязкими, содержание в них свинца увеличивается. Чем больше избыток кокса, тем выше поднимается фокус печи и тем холоднее получаются продукты плавки. Признаки избытка кокса: горячий колошник, тёмные фурмы, вязкие шлаки.

Шахтная печь - аппарат, где наиболее полно осуществляется принцип противотока. Холодные материалы (аккумуляторный лом, съёмы, кокс, флюсы), загружаемые сверху, подвергаются постепенному воздействию возрастающей температуры.

Пройдя сквозь шахтную печь, в результате действия высоких температур и химических взаимодействий загружаемая шихта полностью преобразуется в жидкий металл, шлак, стекающие в горн.

Печь можно условно поделить на четыре зоны: подготовительную, восстановительную, зону сульфидирования и шлакообразования и зону накопления и разделения продуктов плавки. Основные химические реакции в печи - восстановительные.

В подготовительной зоне (температура 150-400єС) шихта подсушивается, металлический свинец плавится и стекает каплями вниз, отходящие газы охлаждаются, отдавая своё тепло шихтовым материалам.

В восстановительной зоне (температура 400-900 єС) заканчивается удаление влаги, идут процессы восстановления оксидов, протекающие в основном в твёрдых фазах по схеме твёрдое-газ. Оксид свинца начинает восстанавливаться при температуре 177єС:

PbO + CO = Pb + CO2

2 PbO + C = 2 Pb + CO2

Оксид сурьмы восстанавливается при (400-700єС):

Sb2O3 + 3CO2 = 2Sb + 3CO2



Оксид олова восстанавливается при 630єС:

SnO2 + 2CO = Sn + 2CO2

В реакцию с коксом вступает сульфат свинца при температуре 630єС:

PbSO4 + 2C = PbS + 2CO2

PbSO4 + 4C = PbS + 4CO

Сульфид свинца в реакцию с восстановителем не вступает.

По мере приближения шихты в фокус печи (зоне наиболее высоких температур) развиваются реакции между твёрдыми и жидкими компонентами, а также взаимодействия в жидких фазах. Наибольший интерес представляет взаимодействие PbO-Sb2O3.

3PbO + 2Sb = Sb2O3 + 3Pb

Таким образом PbO является окислителем для сурьмы. Поэтому для максимального перевода сурьмы в металлический свинец нужно создать условия в печи для восстановления PbO и Sb2O3 газовым восстановителем (СО).

Роль восстановителя при плавке выполняет также металлическое железо:

PbO + Fe = FeO + Pb

В зоне шлакообразования и сульфидирования ( температура 1200-1400єС) протекают следующие процессы:

- Разрушение сульфида свинца вводимой в шихту стальной (железной) стружкой:

PbS + Fe = Pb + FeS;

- Шлакообразование - соединение и сплавление между собой оксида железа (FeO), оксида кальция (CaO), кремнезёма (SiO2), оксида алюминия (Al2O3), содержащихся в золе кокса и во флюсах. Шлак из золы кокса получается вязким. Для снижения его вязкости и температуры плавления в шихту добавляют известь и железную руду, а также оборотный шлак, который начинает плавиться в зоне умеренных температур и, стекая вниз, растворяет в себе другие более тугоплавкие шлакообразующие компоненты.

Шлак во многом определяет весь ход процесса плавки чернового свинца. Он должен быть достаточно легкоплавким, чтобы при расплавлении его не расходовать много кокса и производительность печи была достаточно велика, но в тоже время шлак не должен быть слишком легкоплавким и вытекать из печи до завершения основных реакций восстановления свинца.

Подбирая состав шлака с различным содержанием закиси железа, окиси кальция, кремнезема, можно получить шлак с необходимой температурой плавления:

3FeO*CaO*2SiO2 температура плавления 1098єС

5FeO*3CaO*6SiO2 температура плавления 1025єС

FeO*CaO*2SiO2 температура плавления 980єС.

Оптимальный состав шлака, обеспечивающий его свободное вытекание из летки и бесперебойную работу печи при минимальном расходе флюсов:

SiO2 = (25-30) %;

FeO = (19-26) %;

CaO = (10-15)%;

Al2O3 - не более 15%.



Воздух, подаваемый в печь снизу через фурмы, создает окислительную зону в области фурм. Образующийся углеродистый газ (СО2), реагируя с раскалённым углеродом (С), тут же восстанавливается в окись углерода (СО), которая поднимается навстречу опускающемуся столбу плавильных материалов.

Газы на уровне выше фурм обыкновенно не содержат свободного кислорода, так как в этой зоне температура выше 1000єС. Углеродистый газ полностью восстанавливается до окиси углерода твёрдым углеродом (коксом).

Газовая смесь, состоящая в основном из азота (N) и оксида углерода (СО), поднимаясь вверх, увлекает продукты разложения (СО2, SO2), а также пары и летучие соединения свинца и сурьмы.

Газовая смесь отдает на пути свое физическое тепло, нагревая шихту. Одновременно окись углерода вступает в химические реакции с составными частями шихты.

Температура отходящих газов является одним из показателей процесса шахтной плавки. Температура отходящих газов повышается при загрузке в печь большого количества органики (боя банок), мелкого кокса, при наличии продуктов, при чрезмерном опускании столба шихты. Все это указывает на нарушение работы печи.

Добавка в шихту не более 15% неразделанного аккумуляторного лома не влияет на процесс плавки. При увеличении доли неразделанного лома в шихте свыше 15% наблюдается значительное возрастание объёма газов от разложения органики лома; при этом температура отходящих газов от печи возрастает до (800-900)єС. Процесс нормализуется при снижении расхода воздуха, но при этом горение смолистых веществ, содержащихся в отходящих газах, продолжается в газоходной системе (наклонном газоходе и инерционном пылеулавливателе).

Плавка неразделанного аккумулятора снижает расход кокса в связи со сжиганием органики, но уменьшает производительность шахтной печи по черновому свинцу приблизительно на 30%. При этом также возникает необходимость увеличения в шихте оборотного шлака для вымывания из печи продуктов горения аккумуляторных банок.

Шахтная плавка отличается высокой производительностью и непрерывностью процесса. Основными её недостатками являются:

- большой объём отходящих газов при температуре (300-500)єС и наличие в них большого количества свинецсодержащей пыли, требующих громоздких и дорогостоящих систем очистки;

- наличие сложного и экологически вредного способа разделки аккумуляторного лома;

- необходимость дополнительного оборудования для переработки пыли шахтной плавки;

- использование дорогого кокса



2. Технологическое обоснование выбранной схемы

Основой технологии является переработка свинцового аккумуляторного сырья отдельно от других свинцовых отходов (кабельная оболочка, рольный свинец, свинцовый концентрат и др.).

Преимуществом способа раздельной переработки является простота технологии - плавление металлического свинца, восстановление оксидов свинца, малое количество выделяющегося сернистого газа. Кроме того, низкое содержание примесных металлов упрощает обработку от них и снижает затраты на получение чистого свинца.

В металлургической промышленности в настоящее время существует несколько способов переработки аккумуляторного лома, основными из которых являются: плавка в электропечах, в отражательных печах, технология Ausmelt, плавка в шахтных печах.

Учитывая необходимость переработки большого количества аккумуляторного сырья (30 тыс. тонн в год) в непрерывном режиме, выбираем шахтную печь, которая имеет производительность 30 - 80 т/мІ в сутки. С точки зрения максимального использования тепла и восстановительной способности шахтная печь не имеет себе равных при переработке свинцового сырья.

Электрические и отражательные печи являются агрегатами периодического действия с низкой производительностью. Электрические печи имеют высокий удельный расход электроэнергии, а отражательные высокий расход природного газа, в то время как шахтная печь позволяет очень эффективно использовать топливо.

Весьма перспективная технология Ausmelt, к сожалению, пока не достаточно отработана и зависит от возможности поставки и стоимости природного газа.

Предусмотренная проектом шахтная печь имеет следующие достоинства.

является сравнительно дешевым технологическим процессом.

Для ее осуществления требуется мало топлива и огнеупоров и применяются простые и дешевые конструкции печей.

процесса для малых масштабов производства, так как шахтные печи могут быть построены любой длины, и высокая удельная производительность

Тем не менее, вышеперечисленные преимущества этой плавки перекрывают обозначенные недостатки.



3. Описание технологического процесса

3.1 Приемка и разгрузка сырья и вспомогательных материалов

Приемку сырья производим в соответствии с требованиями ГОСТ 1639.

Контроль взрывобезопасности сырья производится в соответствии с требованиями инструкции по приемке сырья.

Радиационный контроль сырья производим в соответствии с инструкцией «Порядок проведения радиометрического контроля поступающего сырья, материалов и готовой продукции».

Отработанные аккумуляторы поступают на переработку без электролита. Остаток электролита, вытекающий при перегрузке и измельчении батарей, стекает в отстойник, куда поступает также вода с отмывки продуктов механизированной разделки и от полива пола. Удельный расход оборотной технической воды на полив составляет 0,05 м3/м2 пола. Подпитка оборотной очищенной воды производится технической водой из системы технического водоснабжения ПСЦМ в количестве 0,5 м3/сут. На всех этапах подготовки, от приемки до набора на плавку, сырье проходит визуальную проверку на взрывобезопасность.

3.2 Механизированная разделка аккумуляторного лома

Переработке подвергается лом неразделанных аккумуляторных батарей.

Поступивший аккумуляторный лом разгружается в отдельный ларь шихтарника, из которого в дальнейшем моторным грейфером, подвешенным на крюк крана, подают в загрузочный кислотостойкий бункер. Вибродозатор подает батареи на ленту транспортера, оснащенного магнитным сепаратором. Транспортер подает батареи в гранулятор, где происходит их дробление. Раздробленный материал просеивается через мокрое сито, в результате чего происходит отделение оксисульфатной пасты от металлического свинца и других компонентов. Жидкая паста в виде пульпы перетекает в ванну, откуда транспортируется на обезвоживание в центрифугу, в то время как другие компоненты подаются на вибросито гидродинамическое. Обезвоженная паста разгружается в контейнер и затем транспортируется на участок брикетирования в шихтарник.

Металлический свинец, осколки корпусов и сепараторов батарей из вибрационного сита подают на вибросито гидродинамическое, где происходит отделение свинца от неметаллических включений, которые смывают в водный сепаратор. В нем происходит разделение полипропилена от эбонита, поливинилхлоридных прокладок и бумажных сепараторов. Металлическая крошка и полипропилен подаются пневмотранспортом в раздельную тару, подсушиваясь в воздушном потоке. Металлическая крошка далее транспортируется в рафинировочное отделение для дальнейшей переработки. Полипропилен складируется в мягкие контейнера и отправляется потребителю. Остатки эбонитовых корпусов, прокладки передаются на захоронение в ООО "Утилис".

Вода на гидросепарацию подается из замкнутого водооборота. Подпитка водооборота осуществляется технической водой из системы технического водоснабжения ПСЦМ.

3.3 Брикетирование

Оксисульфатная паста, шлам от механической разделки аккумуляторов, а также пыль свинцовая рукавных фильтров подвергают окомкованию на участке брикетирования. В качестве связующего используется лигносульфанат технический по ОСТ 13-183. Окси-сульфатная паста и шлам грейфером разгружают в бункер приемный, из которого ленточным транспортером подают в двухвалковый смеситель. Свинцовая пыль дозируется на ленту транспортера в количестве 1,2 т/ч из бункера барабанным шлюзовым питателем. Лигносульфанат также подается на ленту транспортера в количестве 92 кг/ч через выпускное отверстие в бункере. Материалы поступают в двухвалковый смеситель, где готовится смесь для брикетирования. Для увлажнения смеси в двухвалковый питатель подается пар в количестве 120 л/ч. Готовая шихта из смесителя по ленточному транспортеру поступает в брикетный пресс, при вращении валков которого происходит окомкование. Для предотвращения залипания бандажей смесью, производится их увлажнение паром в количестве 30 л/ч, подающимся от парогенератора. Готовые брикеты проходят грохочение в аппарате сортировки и обката свинцовых гранул, после чего поступают в спецконтейнера. Выдержка брикетов в в контейнерах производится в течение суток для подсушивания и набора крепости. Для размещения брикетов в проекте предусмотрены площади с возможностью удобного складирования и транспортировки. После выдержки брикеты поступают на шахтную плавку. Фракция менее 15 мм на валковом грохоте попадает в подрешетный продукт и шнековым транспортером возвращается в оборот.

3.4 Шахтная плавка

Все материалы, использующиеся в шахтной плавке, автомобильным или железнодорожным транспортом завозят в шихтарник и разгружают в специально отведенные лари; флюсы хранят в контейнерах, установленных непосредственно перед линией подачи шихты.

Набор шихты производят по шихтовой карте, в указанном количестве и последовательности материалы набирают, транспортируют и высыпают в дозатор линии загрузки шихты. Шихта через загрузочный бункер высыпается на ленту транспортера и подается к шахтной печи.

Флюсы набирают из контейнеров, дозируют с помощью мерной тары и высыпают непосредственно на ленту транспортера линии подачи шихты в шахтную печь.

Загрузку шихты в печь производят с загрузочной площадки путем включения привода линии подачи шихты. Шихтовые материалы ссыпаются с транспортера и по наклонному листу ссыпаются в загрузочное окно печи.

Воздушное дутье к фурмам шахтной печи подводится от воздуходувки через патрубки от воздушного коллектора. Перед коллектором установлен шибер для регулирования расхода воздуха, которое осуществляется в автоматическом или в ручном режиме.

Выпуск шлака производят периодически выбиванием металлического ломика из летки. При этом шлак вытекает по чугунному желобу в изложницу, установленную на тележке. Наполненную шлаковницу после кристаллизации шлака вывозят на тележке в цех, металлические включения, присутствующие в шлаке, удаляют. Отвальный шлак с помощью крана разгружается из контейнеров в кузов автомашины и после этого вывозится на захоронение на ООО "Утилис" или реализуется потребителю.

Отвальным считается шлак, не содержащий больших металлических включений. Допускается наличие в шлаке свинца в виде корольков, пленки на поверхности ячеек, отделение которых нецелесообразно ввиду незначительности дополнительного извлечения свинца.

Выход расплавленного чернового свинца осуществляется непрерывно по мере наполнения горна через сифон. Под сифон горна при помощи мостового крана подвозят изложницу, которая служит емкостью для набора чернового свинца. Для направления потока металла предусмотрен поворотный чугунный вариатор, который после наполнения изложницы черновым свинцом направляется на соседнюю изложницу.

Наполненная изложница вывозится лебедкой под кран, после чего слиток извлекается из изложницы и взвешивается на весах, чушки укладывают в штабель. Контролер ОТК производит маркировку: на поверхности чушки краской наносится номер смены и номер экспресс-анализа.

Для контроля химического состава (Sn, Sb, Cu, Bi, Zn, Fe, As) чернового свинца, при наполнении изложницы, плавильщик в присутствии контролера ОТК пробной ложкой набирает черновой свинец из струи металла и выливает в специальный кокиль. Остывший слиток плавильщик передает контролеру ОТК для отправки в лабораторию.

3.5 Рафинирование свинца

Исходным сырьем для процесса рафинирования свинца является черновой свинец и металлическая крошка, полученная в процессе разделки аккумуляторного лома.

Процесс рафинирования свинца состоит из следующих операций:

- расплавление и обезмеживание (грубое и тонкое);

- первое щелочное окисленное рафинирование от сурьмы, мышьяка и олова ( процесс смягчения);

- обессеребрение;

- обезвисмучивание;

- качественное щелочное рафинирование от кальция, магния, сурьмы и цинка;

- разливка мягкого свинца.

Рафинирование чернового свинца производится в стальных котлах, для набора и грубого обезмеживания используется котел вместимостью 120 т, другие операции рафинирования проводятся в котлах вместимостью 100 т. Обогрев котлов производится природным газом. Каждый котел имеет самостоятельное топочное устройство, позволяющее, регулировать температуру процессов в необходимых пределах. Температура расплава замеряется периодически термоэлектрическим преобразователем.

3.5.1 Расплавление и грубое обезмеживание

Стадия грубого обезмеживания, основана на снижении растворимости меди в свинце с уменьшением температуры. Образующиеся кристаллы меди, ее соединений и твердых растворов с другими примесями обладают меньшей плотностью и всплывают на поверхность ванны.

В рафинировочный котел при помощи крана проводят загрузку чернового свинца до его наполнения, после чего включают обогрев котла на полную мощность. По мере расплавления слитков производят подгрузку черновым свинцом. При наборе половины котла металлом устанавливают вертикальную мешалку и после расплавлення каждой партии загруженных чушек чернового свинца производят перемешивание сплава в течение (10-15) мин. Для получения порошкообразных жирных шликеров в котел перед включением мешалки загружают битум в количестве (0,15-0,2) кг на 1 т загруженного свинца.

После наполнения котла свинцом интенсивность горения снижается до поддержания температуры расплава (340-360) 0С, при помощи мостового крана в котел погружается дырчатая ложка, которой производится съем шликеров с поверхности расплава. После удаления шликеров производится загрузка металлической крошки, догрузка котла. После ее расплавления также производится перемешивание расплава и подсъем образующейся изгари. Операции загрузки, плавления и подсъема повторяются до наполнения котла.

Снятые с поверхности расплава жирные шликера, изгарь выгружают в специализированный контейнер, после набора который вывозят в шихтарник. Данные отходы, полученные в результате рафинирования свинца используют в шихте шахтной плавки.

3.5.2 Тонкое обезмеживание

После снятия жирных шликеров и зачистки поверхности ванны до «зеркала» свинец перекачивается в котел для тонкого обезмеживания. Оставшаяся медь удаляется из предварительно обезмеженного свинца путем вмешивания в ванну элементной серы при температуре не выше 330 0 С. В условиях проведения операции сродство серы к меди больше, чем к свинцу. Образующийся сульфид меди имеет ограниченную растворимость в свинце, обладает меньшей плотностью и всплывает на поверхность. Добавка серы производится из расчета (1,0-1,2) кг серы на 1 тонну расплава.

После окончания загрузки серы ванна вымешивается до получения сухих шликеров , которые снимают дырчатой ложкой при предварительном отстаивании при температуре 330 0 С. Вторая присадка серы в количестве (0,5-0,6) кг на 1 т расплава вмешивается в свинец при температуре 330 0 С до получения сухих шликеров, которые после отстоя ванны снимаются крановой, а затем ручной дырчатой ложкой с зачисткой ванны до зеркальной поверхности.

Остаточное содержание меди после операции тонкого обезмеживания не должно превышать 0,004 + 0,001 % ( 40 + 10г/ т ), что проверяется спектральным анализом.

Сухие шликера возвращают на переработку в шахтную печь.

3.5.3 Окислительное рафинирование

Окислительное рафинирование проводится с целью удаления из чернового свинца сурьмы, мышьяка, и олова. Эти примеси имеют большее сродство к кислороду, чем свинец, а их оксиды нерастворимы в жидком свинце и всплывают на поверхность ванны.

В качестве реагентов при щелочном рафинировании используются натрий азотнокислый и каустическая сода. Кислород, получаемый в момент разложения натрия азотнокислого, является активным окислителем примесей, а каустическая сода служит для образования арсенатов, станнатов и антимонатов натрия из высших окислов мышьяка, олова и сурьмы, а также для поглощения этих солей.

Обезмеженный свинец перекачивается в котел для окислительного рафинирования. Температура расплава доводится до (440-460) 0С. В загрузочное окноподается каустическая сода, включается мешалка и загружается небольшими порциями натриевая селитра.

Конец процесса определяется по внешнему виду отлитого кольца пробы. Поверхность пробы должна быть мелко кристаллической со слегка голубоватым оттенком. Матовый оттенок на поверхности свидетельствует о том, что операция не завершена.

Образовавшиеся щелочные съемы снимают с поверхности ванны дырчатой ложкой, при этом дают стечь механически увлеченному свинцу.

Щелочные съемы загружают в контейнеры, взвешивают и на автомашине вывозятся на склад.

Содержание сурьмы в свинце после окислительного рафинирования не должно превышать 0,03 % ( при необходимости проверяется хим.анализом).

Продолжительность процесса 12+1 часов.

3.5.4 Обессеребрение

Эту стадию поводят путем растворения в свинце металлического цинка. Последний - не образует со свинцом соединений и активно взаимодействует с золотом и серебром с образованием интерметаллических соединений, малорастворимых в свинце, имеющих меньшую плотность и всплывающих на поверхность ванны в виде пены.

После снятия оксидов свинец перекачивается в следующий котел на предварительное (первое) обессеребрение. С помощью мостового крана загружают богатые серебристые обороты от последующей операции. Устанавливают мешалку и вмешивают обороты до полного их расплавления и сушки. Температура ванны при этом должна быть (500-510) 0 С. Затем мешалку убирают и с помощью крановой шумовки, предназначенной только для этого процесса, снимают с поверхности ванны образовавшуюся серебристую пену, дают возможность стечь свинцу, после чего просеивают через сито 15 мм.

Продукт крупностью - 15 мм опробуется, загружается в контейнеры, взвешивается и отправляется на ППМ.

Продукт +15 мм возвращается на дополнительное измельчение и повторную сушку.

После снятия серебристой пены проводят вторую стадию обессеребрения, для чего в ванну свинца, с помощью мешалки вмешивают металлический цинк. Температура при этом должна быть (480-490) 0 С. Длительность вмешивания цинка 25 минут. Количество цинка, вмешиваемого в ванну в зависимости от содержания серебра в свинце, рассчитывается по формуле

Zn = (Х+ 0,9* а ) * Р ,(кг)

Х - расход цинка на насыщение

0,9 - коэффициент

а - содержание Ag в свинце, кг/т

Р - масса свинца в котле, т

Необходимое количество цинка на насыщение расплава составляет (6-7) кг на 1 т расплава.

После расплавления цинка в котел загружают бедные серебристые обороты от последующих операций, ванну перемешивают до полного расплавления бедных серебристых оборотов.

Температура ванны при этом должна быть (470-480) 0 С.

Богатые серебристые обороты направляют на предварительное обессеребрение.

После снятия богатой серебристой пены тщательно зачищают резаками стенки котла, освобождая их от наросших кристаллов интерметаллидов цинка и серебра. После зачистки котла с поверхности ванны с помощью чистой шумовки снимают бедные серебристые обороты, которые присаживаются к последующей операции обессеребрения.

Зачистка стенок котла и съем бедных серебристых оборотов продолжаются до тех пор, пока на поверхности ванны свинца не начинает образовываться пленка застывшего металла.

После этого включают обогрев котла и доводят температуру расплава до (420-430) 0 С. По мере нагрева поверхность ванны и стенки котла тщательно защищаются резаками.

При температуре ванны не ниже 420 0С отбирается горячая проба на определение серебра. Если содержание серебра превышает предельную величину, то проводится повторное обессеребрение в том же котле.

Продолжительность процесса 18 часов.

3.5.5 Обезвисмучивание

Очистка свинца от висмута основана на образовании малорастворимых соединений висмута с кальцием и магнием. Процесс обезвисмучивания проводится в две стадии: грубое и тонкое обезвисмучивание. Грубое обезвисмучивание, проводится в том же котле, в котором проводится обессеребрение. Операцию грубого обезвисмучивания проводят следующим образом: температуру ванны металл доводят до (380-390) 0 С. Исходя из объема свинца в котле определяют количество реагентов, необходимых для обезвисмучивания. Расход кальция составляет 0,4 кг на 1 т свинца, магния - 1,2 кг. Количество реагентов взвешивают на товарных весах. Устанавливают мешалку и производят добавку реагентов.

Первым вмешивают в ванну свинца металлический магний и после его растворения - металлический кальций. Затем блоки оборотных дроссов с предыдущей операции. При этом происходит переход висмута и реагентов в свинцовую ванну. Нагрев котла прекращают. При растворении оборотных дроссов. происходит раскисление и охлаждение свинца. Это обеспечивает снижение расхода реагентов и небольшой выход богатых дроссов. Всплывшие на поверхность свинца висмутистые дроссы снимают с помощью чистой шумовки.

Далее продолжают съем оборотных дроссов, зачищают тщательно стенки котла. Зачистки и оборотные дроссы заворачивают на предыдующую операцию грубого обезвисмучивания. Зачистка и съем дроссов ведутся до появления кристаллических образований. Температура свинца при этом (335-340) 0 С. Этот момент является концом грубого обезвисмучивания.

Тонкое обезвисмучивание проводится в следующем котле, куда свинец перекачивается с помощью насоса. Процесс проводится при температуре (330-340) 0 С путем вмешивания в ванну металлической сурьмы. Металлическая сурьма предварительно измельчается до величины 2,5 + 0,5 мм. Расход сурьмы составляет 0,2 кг на 1 т свинца.

Вмешивание сурьмы в ванны производится двумя присадками: устанавливается чистая мешалка и в образовавшуюся при вращении мешалки воронку забрасывается лопатой первая порция сурьмы.

После первой присадки сурьмы ванну металла перемешивают в течение (5-10) мин и с помощью чистой шумовки снимают всплывшие сурьмянистые дроссы. Снятые дроссы направляются в оборот (загружаются в рафинировочные котлы перед окислительным рафинированием).

После снятия дроссов устанавливают мешалку и дают второю присадку сурьмы.

После второй присадки сурьмы ручной шумовкой снимают вторые сурьмянистые дроссы. Температуру ванны постепенно повышают до (480-490) 0 С и при этом непрерывно зачищают стенки котла чистыми резаками. Снимают выделившиеся сурьмямистые дроссы, которые также загружают на окислительное рафинирование.

Когда ванна полностью зачищена, отбирается проба на определение висмута. Содержание висмута должно быть не выше 0,006%. Продолжительность процесса 12 часов.

Качественное щелочное рафинирование проводится с целью удаления кальция, магния, сурьмы и цинка, введенных в ванну при обессеребрении и обезвисмучивании. Процесс проводится в том же котле, что и тонкое обезвисмучивание. После зачистки котла от висмутистых дроссов ванну металла разогревают до (450-460) 0С, устанавливают мешалку и загружают едкий натр для проведения качественного щелочного рафинирования.

Процесс проводится до полного удаления примесей, что легко определяется по блестящей, кристаллической поверхности отлитой кольцевой пробы свинца.

По окончании процесса рафинирования с поверхности ванны металла чистой крановой шумовкой снимают сыпучие окислы и направляют на окислительное рафинирование.

3.5.6 Разливка и пакетирование

При получении химического состава свинца рафинированного марки С1, производят разогрев разливочного оборудования и, при необходимости, расплава. Расплав подогревают включением печи, центробежный насос, трубопровод и разливочный ковш разогревают осторожным опусканием в горячий металл. Затем разливочное оборудование устанавливают на места, опускают в печь термопару для измерения температуры расплава и приступают к разливке.

Сплав при помощи центробежного насоса через промежуточный дозировочный ковш вместимостью 40 кг разливают в изложницы литейного конвейера. По заполнении изложницы с поверхности жидкого металла двумя стальными лопатками снимают окисные съемы. Съемы сбрасывают в специальный контейнер и после остывания используют при наборе котла на окислительное рафинирование. По остывании металла в изложницах чушки маркируются механическим клеймителем, установленным на литейном конвейере: выбивается номер плавки и марка свинца.

Чушки укладываются в штабеля штабелеукладчиком. В процессе формирования стопы чушек плавильщик производит визуальный контроль поверхности чушек на наличие наплывов, заусенцев и производит обработку чушек подрезанием. Для контроля химического состава сплава каждая плавка подвергается окончательному анализу. Товарную продукцию пакетируют на специальном столе, оборудованном приспособлением для обвязки проволокой.

Пакеты обвязываются стальной проволокой диаметром (5-10) мм по ГОСТ 3282-74, концы которой закручиваются в полтора-два оборота при помощи специального приспособления.

Пакеты набирают в штабели и позахватно (2 штабеля по 2 пакета) взвешивают. На каждый пакет контролер ОКП краской наносит номер. При необходимости (требования ГОСТ или ТУ и по согласованию с потребителем) дополнительно чушки сплава маркируют краской по торцу. С помощью захвата, подвешенного на крюк мостового крана, штабели взвешивают на весах и транспортируют на электротележку для вывозки на склад готовой продукции.

3.5.7 Переработка щелочных съемов

Щелочные съемы перерабатывают в шахтной печи отдельно от других видов свинцового сырья. При накоплении в объеме, достаточном для работы печи в течение суток, они завозятся в шихтарник автотранспортом. Набор шихты осуществляется согласно шихтовой карты. В качестве флюсов также, как и при обычной работе печи используются известь, железная руда и стружка чугунная.

Процесс переработки щелочных съемов аналогичен процессу шахтной плавки, описанному в пункте 3.4 настоящего проекта.

Сурьмянистый свинец, полученный при переработке щелочных съемов, реализуется потребителю для производства сурьмянистых сплавов.



4. Материальные расчёты

4.1 Расчет вещественного состава свинецсодержащего сырья

Материальные расчёты производим на 1 тонну загруженного аккумуляторного лома.

Аккумуляторные батареи содержат около 60% свинца, половина которого присутствует в виде металла с 3,5% - 6% сурьмы (пластины, контакты, перемычки). Остальная часть свинца представлена в сульфатно - оксидной форме с содержание сурьмы до 1% (активная масса пластин). В аккумуляторе 20 - 25% общей массы приходится на органические материалы моноблоков, крышек, сепараторов, пробок, уплотнителей (эбонит, пек, полипропилен, полиэтилен, поливинилхлорид, ткани).

В современной практике утилизации отработанных аккумуляторов их подвергают механизированной разделке, сортировке. Свинецсодержащую фазу направляют на дальнейшую переработку.



Таблица 1 - Механизированная разделка аккумуляторного лома

Приход	Расход
Статьи прихода	Количество, кг	Статьи расхода	Количество, кг
	Поток	Компонент		Поток	Компонент
1.Аккумуляторный лом, в том числе Pb Sb Cu Bi Ag Прочие 2. Сода 3. Вода	1000 6,6 5,28	700 15,24 0,58 0,12 0,03 284,03	1.Металлическая фракция, в том числе Pb Sb Cu Bi Ag Прочие 2.Оксисульфат-ная паста, в том числе Pb Sb Cu Bi Ag Прочие 3.Шлам, в том числе Pb Sb Прочие 4.Полипропи-лен 5.Полиэтилен, эбонит, ПВХ 6.Невязка, потери	358,9 475,6 0,24 81 70,8 5,34	322,2 11,5 0,377 0,0995 0,025 24,7 360 3,57 0,19 0,0195 0,005 111,8 15,12 0,15 4,97
Всего	1011,88	1011,88	Всего	1011,88	1011,88

Таблица 2 - Состав оксисульфатной пасты, %

Соединение	Pb	S	O	Итого
PbSO4	29,17	4,51	9,02	42,7
PbO2	11,54		1,78	13,32
PbO	10,8		0,83	11,63
Pb мет	24,34			24,34
Итого	75,85	4,51	11,63	91,99
Прочие	8,01
Всего	100%

Вещественные составы шлама и оксисульфатной пасты по основным компонентам очень близки. В шламе содержится больше влаги и взвешенных легких шламообразующих веществ. По данным завода шламообразуются 3 - 6% от массы оксисульфатной пасты.

Таблица 3 - Состав шлама, %

Соединение	Pb	S	O	Итого
PbSO4	28,73	4,442	8,93	42,1
PbO2	11,2		1,73	12,93
PbO	8,982		0,68	9,67
Pb мет	25,8			25,8
Итого	74,712	4,442	11,34	90,5
Прочие		9,5
Всего		100%

Таблица 4 - Вещественный состав металлической фракции, %

Соединение	Pb	S	O	Итого
PbSO4	6,51	1,007	2,023	9,54
PbO2	2		0,3	2,3
PbO	3		0,23	3,23
Pb мет	78,19			78,19
Итого	89,7	1,007	2,553	93,26
Прочие 6,74
Всего 100%

При переработке одного аккумуляторного лома, особенно при брикетировании, а не агломерации пылящих материалов, пылеунос значительно выше, чем при переработке крупнокускового материала и иных свинцовых ломов. По литературным данным пылеунос при шахтной плавке составляет 10 - 15%.



Таблица 5 - Усредненный состав свинцовых пылей, %

Соединение	Pb	S	O	Итого
PbSO4	16,19	2,5	4,6	23,29
PbO2	1		0,15	1,15
PbO	43,7		3,4	47,1
Pb мет	5,88			5,88
Итого	66,77	2,5	8,1	77,42
Прочие		22,58

Таблица 6- Сводный состав брикетов

Соединение	Пыли	Оксисульфатная паста	Шлам
	%	Кг	%	кг	%	кг
PbSO4	23,29	45,01	42,7	203,1	42,1	8,52
PbO2	1,15	2,22	13,32	63,35	12,93	2,62
PbO	47,1	91,02	11,63	55,3	9,67	1,96
Pb мет	5,88	11,36	24,34	115,8	25,8	5,22
Прочие	22,58	43,64	8,01	38,1	9,5	1,92

4.2 Брикетирование

Оксисульфатная паста после механической разделки аккумуляторов, а также пыль из рукавных фильтров подвергается брикетированию с целью её подготовки для шахтной плавки. Материальный баланс операции приведён ниже.



Таблица 7- Материальный баланс операции приведён ниже

Приход	Расход
Статьи прихода	Количество, кг	Статьи расхода	Количество, кг
	Поток	Компонент		Поток	Компонент
1. Шлам, в том числе Pb Sb Прочие 2.Оксисуль-фатная паста, в том числе Pb Sb Cu Bi Ag Прочие 3. Пыль свинцовая (после Ш.П.), в том числе Pb Sb Cu Bi Ag Прочие 4. Пыль свинцовая 1 (после грубого обезмеживания), в том числе Pb, Sb, Cu, Bi, Ag Прочие 5. Пыль свинцовая 2 (после тонкого обезмеживания), в том числе Pb, Sb, Cu, Bi, Ag Прочие 6. Пыль свинцовая 3 (после окислительного рафинирования), в том числе Pb, Sb, Cu, Bi, Ag Прочие 7. Пыль свинцовая 4 (после переработки щелочных съёмов), в том числе Pb, Sb, Cu, Bi Ag Прочие 8.Лигносульфанат 9. Вода	20,24 475,6 122,5 17,44 8,72 26,17 18,4 24,3 40,6	15,12 0,15 4,97 360 3,57 0,19 0,0195 0,005 111,8 79,65 1,96 0,1 0,0185 0,00125 40,77 13,1 0,38 0,02 0,003 0,0002 3,93 6,54 0,2 0,009 0,0013 0,0001 1,97 19,6 0,77 0,0001 0,004 0,0003 5,8 10,15 0,7	1. Брикеты, в том числе Pb Sb Cu Bi Ag Прочие 2. Потери	749,5 4,47	501,94 7,54 0,32 0,0515 0,007 239,64
Всего	753,97	753,97	Всего	753,97	753,97



Таблица 8 - Состав жирных шликеров, %

Соединение	Pb	Cu	O	S	Итого
Pbмет	51,55				51,55
Cu2S		0,8		0,2	1
PbO	25,8		2,0		27,8
PbS	7,65			1,18	8,83
Итого	85	0,8	2,0	1,38	89,69
Прочие			10,31
Всего:			100%

Таблица 9 - Состав cухих шликеров, %

Соединение	Pb	Cu	O	S	Итого
Pbмет	31,58				31,58
Cu2S		4,0		1,0	5,0
PbO	25,72		1,97		27,69
PbS	22,7			3,5	26,2
Итого	80	4,0	1,97	4,5	91,0
Прочие	9,0
Всего:	100%

Таблица 10 - Состав изгари свинцовой, %

Соединение	Pb	О	S	Sb	Итого
Pbмет	2,285				2,285
Sb2O5		1,476		4,5	5,976
PbO	62,16	4,79			66,95
PbS	15,555		2,4		17,955
Итого	80	6,266	2,4	4,5	93,162
Прочие	6,838
Всего:	100%

Таблица 11 - Состав свинецсодержащей шихты, %

Соединение	Брикеты свинцовые	Изгарь свинцовая	Ж...

Подобные документы

• Переработка свинцовых аккумуляторов

  Загрязнение свинцом и его всевозможными соединениями как одна из острых проблем современной экологии. Негативное влияние свинцового отравления на организм человека. Методы и этапы процесса переработки лома цветных металлов и аккумуляторного лома.
  
  реферат [930,9 K], добавлен 27.11.2011
  

• Переработка свинцовых аккумуляторов

  Свинец как металл, который многократно включаются в сферу материального производства, так как мало теряется в процессе промышленного использования, его роль в производстве аккумуляторов, влияние на организм человека. Принципы переработки свинцового лома.
  
  реферат [20,4 K], добавлен 11.08.2014
  

• Оборудование для переработки металлического лома и получение металлических порошков

  Исследование состава металлического лома, описание способов и оборудования для его переработки. Сравнительная характеристика достоинств и недостатков порошковой металлургии. Классификация механических и физико-химических методов получения порошков.
  
  реферат [407,4 K], добавлен 05.09.2011
  

• Цех обогащения фабрики для переработки железной руды

  Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.
  
  курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015
  

• Разработка технологического процесса производства сыра

  Обоснование ассортимента и способа производства сыра. Разработка схемы технологического процесса переработки сырья. Подбор и расчет технологического оборудования. Компоновочное решение производственного корпуса. Нормализация и пастеризация молока.
  
  курсовая работа [198,8 K], добавлен 19.11.2014
  

• Участок по переработке лома твёрдых сплавов способом хлорирования

  Классификация и свойства твердых сплавов. Источники лома и основные способы его переработки: хлорирование, методы регенерации и окисления. Оборудование для предварительной обработки сырья. Разработка технологической схемы переработки. Материальный баланс.
  
  курсовая работа [2,0 M], добавлен 04.01.2009
  

• Сборка приспособления

  Разработка специального приспособления для одной из операций процесса обработки детали "вал". Составление технологического процесса сборки этого приспособления. Расчет сил резания и зажима привода. Расчет и подбор конструктивных элементов приспособления.
  
  курсовая работа [2,6 M], добавлен 07.10.2011
  

• Проектирование электропривода пассажирского лифта

  Описание конструкции пассажирского лифта и технологического процесса его работы. Проектирование электропривода: выбор рода тока и типа электропривода; расчет мощности двигателя; определение момента к валу двигателя; проверка по нагреву и перегрузке.
  
  курсовая работа [2,4 M], добавлен 16.11.2010
  

• Разработка машины для предварительной переработки косточкового сырья

  Анализ технологических схем переработки плодов косточковых культур. Обзор технологического оборудования, применяемого при переработке плодов: протирочных, косточковыбивных, косточковырезных машин. Описание модернизируемого устройства, его силовой расчет.
  
  курсовая работа [119,3 K], добавлен 25.11.2012
  

• Проектирование обогатительной фабрики

  Мероприятия по выбору и обоснованию технологии обогащения для заданного сырья, на основе анализа вещественного состава и технологических свойств минералов, входящих в состав исследуемого сырья. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы.
  
  дипломная работа [421,6 K], добавлен 01.02.2011
  

• Тепловой и динамический расчет двигателя

  Тепловой расчет двигателя на номинальном режиме работы. Расчет процессов газообмена, процесса сжатия. Термохимический расчет процесса сгорания. Показатели рабочего цикла двигателя. Построение индикаторной диаграммы. Расчет кривошипно-шатунного механизма.
  
  курсовая работа [144,2 K], добавлен 24.12.2016
  

• Расчет участка приготовления шихты

  Выбор марки стекла, его характеристики. Роль оксидов в стекле. Расчет состава шихты и производственной программы цеха. Описание технологической схемы. Расчет площадей и емкостей складов сырья, расходных бункеров. Расчет оборудования склада сырья.
  
  контрольная работа [137,1 K], добавлен 23.03.2012
  

• Агломерирующий обжиг свинцовых концентратов

  Краткий обзор рынка свинца. Технологическая схема переработки сульфидных свинцовых концентратов. Процесс агломерирующего обжига. Требования, предъявляемые к агломерату и методы подготовки шихты. Расчет материального баланса, печи и газоходной системы.
  
  курсовая работа [859,3 K], добавлен 16.12.2014
  

• Механизация ручного труда технологического процесса формования заготовок кондитерских изделий

  Обзор технологического процесса формования мучных кондитерских изделий. Описание проектируемого участка линии разделки теста при производстве изделий типа "коврижка". Расчет расхода рецептурных компонентов. Безопасность и экологичность линии производства.
  
  дипломная работа [213,5 K], добавлен 15.08.2010
  

• Оборудование для дробления

  Выбор и расчет основного технологического оборудования процесса переработки минерального сырья, питателей. Расчет операций грохочения. Выбор и обоснование количества основного оборудования, их технические характеристики, назначение и основные функции.
  
  курсовая работа [379,9 K], добавлен 17.10.2014
  

• Разработка технологического процесса на восстановление гильзы цилиндра

  Общая характеристика и назначение участка, режим его работы и расчет годовой трудоемкости. Определение количества производственных рабочих, составление ведомости. Описание технологического процесса. Техника безопасности и противопожарные мероприятия.
  
  курсовая работа [72,8 K], добавлен 18.10.2014
  

• Оценка, расчет и выбор конструктивных параметров двигателя

  Оценка и выбор параметров двигателя. Средняя скорость поршня и частота вращения. Диаметр цилиндра и ход поршня. Длина шатуна, степень сжатия, фазы газораспределения. Головка и гильзы цилиндров, системы смазки и питания. Методика расчёта рабочего процесса.
  
  курсовая работа [56,4 K], добавлен 09.10.2010
  

• Автоматизация технологического процесса мельницы-вентилятора

  Технологическое описание процесса и установки для размола до пылевидного состояния: описание мельницы-вентилятора и ее основных конструктивных элементов. Цель создания автоматизированной системы управления производством, ее функции и требования.
  
  курсовая работа [632,4 K], добавлен 23.08.2013
  

• Производство керамзитового гравия пластическим методом

  Обоснование и подробное описание применяемого сырья. Расчет химического состава массы и расхода сырья на производственную программу, подбор технологического и теплотехнического оборудования. Технологическая схема производства керамзитового гравия.
  
  курсовая работа [88,5 K], добавлен 18.08.2013
  

• Способы извлечения магния из магниевого лома

  Способ переработки магниевого скрапа. Способ переработки магниевых шлаков, содержащих металлический магний, хлористые соли и оксид магния. Разработка концепции технологических процессов утилизации хлоридных отходов титаномагниевого производства.
  
  контрольная работа [188,2 K], добавлен 14.10.2011
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам