Цех виробництва ГЦШВ
Міністерство
освіти у науки України
Національний
університет водного господарства та природокористування
Кафедра
технології будівельних конструкцій, виробів та матеріалознавства
Пояснювальна
записка
до
курсового проекту з курсу
«В’яжучі
матеріали»
На
тему: «Цех виробництва ГЦШВ»
Виконала студентка
ФБА, ТБК - 31
Шевчук Світлана
Перевірила:Ніхаєва Л. І.
Рівне
2008
Вступ
Поява перших в’яжучих матеріалів
була зв’язана з необхідністю будувати житло. Перші в’яжучі матеріали - це глина
та гіпсові в’яжучі, які вперше як в’яжучий матеріал застосовувались 3 тисячі
років до н.е.
В сучасних умовах технологія
в’яжучих матеріалів вивчає основні процеси виготовлення в’яжучих матеріалів,
шляхи врегулювання властивостей матеріалів і умови раціонального застосування.
В’яжучі матеріали - це такі
матеріали, які у тонко-помеленому стані, разом із водою чи іншим затворювачем
утворюють пластичне тісто, яке протягом часу тужавіє і втрачає рухливість, а
далі твердіє і набуває міцності каменя. Тобто це речовини, які мають здатність
зв’язувати різнорідні компоненти в суцільні матеріали.
В’яжучі
матеріали класифікуються:
1. за походженням
- органічні - бітум,
дьоготь, полімерні в’яжучі;
- неорганічні -
вапно, гіпс, цемент і т.д.
2. за видом затворювача
- гідратаційні, які
твердіють внаслідок взаємодії з водою;
- негідраційні.
3. по відношенню до води, як
середовища
- повітряні, служать
тільки в повітрі, а у воді руйнуються;
- гідравлічні.
До основних завдань технологічного
проектування підприємств для виробництва в’яжучих матеріалів належать:
обґрунтування і розробка технологічного процесу переробки сировини і
напівфабрикатів, обчислення потрібної кількості сировинних та енергетичних
ресурсів, розрахунок і вибір основного і допоміжного обладнання, розробка
поопераційного вхідного, поточного та вихідного контролю, заходи щодо
екологічного захисту й техніки безпеки.
Сучасні підприємства для виробництва
в’яжучих матеріалів - складні виробничі комплекси, діяльність яких залежить від
характеру технологічних процесів, виду обладнання, обсягу виробництва,
асортименту та якості продукції, тобто проектування підприємств охоплює велике
коло техніко-економічних, організаційних, будівельних та технологічних завдань.
Наукові дослідження щодо сучасної
технології виробництва цементів, створили умови для розширенням сфери
виробництва в’яжучих матеріалів і підвищення її ролі в технічному прогресі. За
рівнем виробництва головного виду в’яжучого -
портландцементу можна робити висновок про ступінь
розвитку будівельної промисловості.
В’яжучі матеріали відносять до числа
не багатьох найважливіших видів промислової продукції, виробництво і споживання
яких визначають рівень прогресу й економічний потенціал країни.
1.
Характеристика продукції
гіпс шлаковий цемент
Сульфатно-шлаковий цемент являється
гідравлічним в’яжучим, яке виготовляється сумісним помелом гранульованого
доменного шлаку і гіпсу або ангідриту з невеликими добавками лужного збудника
його тверднення, тобто основою добування сульфатно-шлакових цементів є
здатність сульфату кальцію в лужному середовищі збуджувати гідравлічні
властивості шлаків.
Такий цемент містить 80-85% шлаку,
10-15% ангідриту або двоводного гіпсу, до 5% портландцементного клінкеру або 2%
вапна.
Для виготовлення гіпсо-шлакового
цементу застосовують основні шлаки з підвищеним вмістом глинозему (в межах
10-20%) і пониженим - закисі марганцю (не більше 3%), а також кислі шлаки з
модулем основності не менше 0,8 і модулем активності не нижче 0,45, при вмісті
закисі марганцю і глинозему відповідно не більше 3,5і 20%.
Технологія гіпсо-шлакового цементу
включає:
- складування
сировинних матеріалів - гранульованого шлаку, гіпсу або ангідриту і клінкеру;
- підготовку сировини
- подрібнення і сушіння доменного шлаку, подрібнення ангідриту або гіпсу, а
інколи клінкера або вапна;
- дозування
підготовлених сировинних матеріалів;
- сумісний помел всіх
компонентів гіпсо-шлакового цементу;
- складування і
відвантаження цементу.
Гіпс або ангідрит, клінкер або вапно
подрібнюють звичайно, як і при виготовленні інших шлакових цементів, в щокових
або молоткових дробарках, а шлак сушать при температурі біля 600-700°С.
Перед поступанням у млин
підготовлені сировинні матеріали ретельно дозують по масі, так як невелике
відхилення в складі окремих складових, а особливо клінкеру або вапна, може помітно
погіршити якість готової продукції.
Гіпсо-шлаковий цемент промелюють до
залишку на ситі №008 1-3%, що сприяє різкому збільшенню його активності.
При використанні основних доменних
шлаків найбільш висока активність характерна звичайно для цементів, які
складаються із 90% шлаку, 5% ангідриту і 5% доломіту, обпаленого при 800-900°С.
При кислих доменних шлаках оптимальні склади цементу слідуючі: 85% шлаку, 5-8%
ангідриту і 7-8% доломіту, обпаленого при 1000-1100°С.
Застосування штучно отриманого ангідриту дозволяє отримувати цемент більш
високої міцності. Введення доломіту замість вапна зменшує небезпеку
сульфоалюмінатного руйнування і дає продукт з більш рівномірними властивостями.
2.
Характеристика сировини
Основною сировиною для виробництва
гіпсо-шлакового цементу є шлаки, які повинні містити підвищену (до 20%)
кількість Al2O3
і знижену кількість МnO.
У такому цементі на основних шлаках
доза вапна не повинна перевищувати 1%, а на кислих шлаках може бути введено до
2% вапна
Тверднення гіпсо-шлакових цементів
пов’язане насамперед із взаємодією глинозему з сульфатом кальцію. Сульфат
кальцію зв’язується дуже швидко і зникає з рідкої фази через 24-48год при
вмісті 20% глинозему і через 72-144год при вмісті 10% глинозему. Поверхня шлаку
кородує і в контактній зоні утворюються гідросульфоалюмінат і гідросилікати
кальцію типу CSH(B).
Утворення гідросульфоалюмінату сприяє створенню кристалічного зростка високої
міцності.
3.
Технологічна частина
.1 Вибір способу і технологічної
схеми виробництва
Проектування підприємства починають
з побудови технологічної схеми виробництва. Технологічна схема встановлює
спосіб виробництва, склад процесів, які потрібні для виготовлення даної
продукції і порядок їх виконання.
Технологічна схема виробництва
мінеральних в’яжучих включає, як правило, три головних переділи: приготування
сировини, її теплову обробку і помел. Крім головних переділів, у технологічний
процес отримання в’яжучих можуть бути включені деякі спеціальні і допоміжні
переділи.
Залежно від особливостей приготування
сировинних шихт розрізняють чотири способи виробництва мінеральних в’яжучих:
мокрий, сухий, напівсухий і комбінований.
В даному курсовому проекті прийнято
застосування сухого способу виробництва гіпсоцементношлакового в’яжучого, тобто
сировину готують у вигляді сухого порошку, або «борошна», тому перед помелом
або разом з ним сировинні матеріали висушують.
Недоліком сухого способу є
ускладнення процесу користування складу шихти, збільшення кількості обладнання,
підвищення витрат електроенергії, погіршення санітарно-гігієнічних умов.
Оптимальну технологічну схему
визначають порівнянням кількох варіантів, маючи на меті досягнення найповнішого
використання обладнання, виробничих планів, матеріальних і енергетичних
ресурсів.
Рис. 1. Технологічна схема
виробництва гіпсоцементношлакового в’яжучого
.2 Опис прийнятої
технології і організації виробництва
Технологічна схема виробництва
гіпсоцементношлакового в’яжучого має три потоки, кожний з яких оптимально
визначений.
Перший потік представляє собою
транспортування портландцементу, тобто з силосного складу через живильник
портландцемент надходить у витратний бункер. З бункера через ваговий дозувач
портландцемент подається в кульовий млин для сумісного помелу з іншими компонентами.
Другий потік включає в себе обробку
гранульованого доменного шлаку, а саме зі складу грейферним краном доставляють
до приймального бункера. З приймального бункера шлак стрічковим конвеєром
подається в сушильний барабан, де він сушиться до залишкової вологості 1%.
Розміри гранул шлаку 5-10 мм.
Третій потік представляє собою
транспортування гіпсового каменю залізничним транспортом на склад сировини.
Крупність кусків гіпсового каменю не перевищує 350мм. Далі грейферним краном
матеріал подається у приймальний бункер. З нього за допомогою живильника
подається у щокову дробарку, де подрібнюється до крупності кусків 30-50мм,
потім за допомогою живильника подається у витратний бункер, звідки живильником
переміщається до молоткової дробарки, де подрібнюється у дрібний щебінь
10-15мм. Подрібнення здійснюється у відкритому циклі без проміжного сортування.
Подрібнений матеріал подається елеватором у витратний бункер, звідки
живильником направляється на випал у сушильний барабан. Сушильний барабан
обладнаний пиловловлюючим пристроєм (циклон, електрофільтр).
Над млином розташовані також
витратні бункери відповідно для випалених шматків гіпсу і шматочків шлаку, що
подаються з сушильних барабанів елеватором. Для гіпсу передбачений окремий
приймальний бункер після сушильного барабану, розташований на 1 добу роботи
цеху.
Від дозовані матеріали живильником
подаються у кульовий млин. Помел здійснюється сухим способом у відкритому
циклі. Сумісно помелені і ретельно змішані компоненти у вигляді готового
гіпсоцементношлакового в’яжучого з млина транспортується пневмотранспортом на
склад.
3.3 Режим роботи цеху
Режим роботи відділень підприємства
повинен забезпечувати максимальне використання обладнань. Режим роботи цеху
характеризує кількість робочих днів на рік Др і кількістю змін за добу Зд.
Розрахунковий річний фонд часу
роботи технологічного обладнання у годинах визначається за формулою:
Рр = Др ×
Г × Кв , де
Г - кількість робочих годин на добу;
Кв - коефіцієнт використання
технологічного обладнання.
Цех виробництва ГЦШВ складається з
наступних відділень:
- склад сировини
- подрібнення
сировини
- випал сировини
- помел сировини
- склад готової
продукції
Режим роботи відділення складу
сировини приймаємо у дві зміни, кількість робочих днів на рік 262, Кв = 0.87
тоді
Рр = 262×16×0.87
= 3647
Режим роботи складу готової
продукції приймаємо такий самий.
Режим роботи відділення подрібнення
сировини приймаємо в 2 зміни, кількість робочих днів Др = 262, Кв = 0.87 тоді
Рр = 262×16×0.87
= 3647
Режим роботи відділення випалу
приймається з кількістю робочих днів 365, 3 зміни Кв = 0.87 тоді
Рр = 365×24×0.87
= 7621
Режим роботи відділення помелу
приймаємо в 2 зміни, кількість робочих днів
Др = 262, Кв = 0.87 тоді
Рр = 262×16×0.87
= 3647
Таблиця 1
Режим роботи цеху
№
|
Назва відділів
|
Кількість робочих днів на рік, діб
|
Кількість змін на добу, шт
|
Тривалість зміни, год
|
Річний фонд використаного часу, год
|
Коеф. викор. експлуат. часу
|
Річний фонд роботи облад.
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
8
|
1
|
склад сировини
|
262
|
2
|
8
|
3647
|
0.87
|
3173
|
2
|
подрібнення сировини
|
262
|
2
|
8
|
3647
|
0.87
|
3173
|
3
|
сушіння
|
365
|
3
|
8
|
7621
|
0.87
|
6630
|
4
|
помел
|
262
|
2
|
8
|
3647
|
0.87
|
3173
|
5
|
склад готової продукції
|
262
|
2
|
8
|
3647
|
0.87
|
3173
|
.4 Розрахунок продуктивності
вантажопотоків і визначення витрат сировинних матеріалів
Виробництво гіпсоцементношлакового
в’яжучого пов’язане з неминучими втратами технологічного і механічного
характеру.
Розрахунок вантажопотоків
представляє собою визначення кількості матеріалів, які проходять через окремі
технологічні операції. Потребу в сировинних матеріалах розраховано на
визначений період роботи підприємства - рік, доба, зміна, година.
Режим роботи цеху характеризується
кількістю робочих днів за рік Др і кількістю змін за добу Зд. Обчислення
продуктивності цеху за готовою продукцією і потреби у сировині виконується з
врахуванням можливих браків і інших виробничих збитків, що мають 1-3%.
1. Склад готової продукції. При
відвантаженні в’яжучого споживачу втрачається 0.5% в’яжучого. Ще 1.5%
втрачається при транспортуванні ГЦШВ на склад готової продукції. Отже з млина
повинна виходити така кількість в’яжучого:
Nр
= 100 000 × 1.02 = 102 000
т/рік;
Nд
= 102 000 / 262 = 389.3 т/добу;
Nз
= 102 000 / 262 × 2 = 194.7 т/зм;
Nг
= 102 000 / 3 647 = 27.9 т/год.
. Помел. При помелі втрачається
1% матеріалів. Отже на помел повинно поступати ГЦШВ:
Nр
= 102 000 × 1.01 = 103 020
т/рік;
Nд
= 103 020 / 262 = 393.2 т/добу;
Nз
= 103 020 / 262 × 2 = 196.6 т/зм;
Nг
= 103 020 / 3 647 = 28.2 т/год.
В млин поступає три віддозованих і
окремо підготовлених компонентів в співвідношенні:
- Гіпсу - 65%
- Портландцементу -
5%
- Шлаку - 5%.
Кількість кожного компоненту, який
поступає у млин повинна складати:
Гіпсу:
Nр
= 103 020 × 65 / 100 = 66 963
т/рік;
Nд
= 66 963 / 262 = 255.6 т/добу;
Nз
= 66 963 / 262 × 2 = 127.8 т/зм;
Nг
= 66 963 / 3 647 = 18.4 т/год.
Портландцементу:
Nр
= 103 020 × 5 / 100 = 5 151
т/рік;
Nд
= 5 151 / 262 = 19.6 т/добу;
Nз
= 5 151 / 262 × 2 = 9.8 т/зм;
Nг
= 5 151 / 3 647 = 1.4 т/год.
Шлаку:
Nр
= 103 020 × 30 / 100 = 30 906
т/рік;
Nд
= 30 906 / 262 = 118 т/добу;
Nз
= 30 906 / 262 × 2 = 59 т/зм;
Nг
= 30 906 / 3 647 = 8.4 т/год.
3.5 Сушіння шлаку та гіпсу
При сушінні гіпсу, який має
початкову вологість 8% і залишкову вологість після сушіння 1% втрачається 7% +
0.5% за рахунок виносу з димовими газами. Разом втрати складають 7.5%.
При сушінні шлаку, який має
початкову вологість 9% і залишкову вологість після сушіння 1% втрачається 8% +
0.5% за рахунок виносу з димовими газами. Разом втрати складають 8.5%.
Отже в сушильний барабан повинно
поступати:
Гіпсу:
Nр
= 66 963 × 1.075 = 71 985
т/рік;
Nд
= 71 985 / 365 = 197.2 т/добу;
Nз
= 71 985 / 365 × 3 = 65.7 т/зм;
Nг
= 71 985 / 7 621 = 9.4 т/год.
Шлаку:
Nр
= 30 906 × 1.085 = 33 533
т/рік;
Nд
= 33 533 / 365 = 255.6 т/добу;
Nз
= 33 533 / 365 × 3 = 127.8 т/зм;
Nг
= 33 533 / 7 621 = 18.4 т/год.
. Подрібнення гіпсу. При
подрібненні гіпсу втрачається 2% сировини. Отже в дробарку повинно поступати
гіпсу:
Nр
= 71 985 × 1.02 = 73 425
т/рік;
Nд
= 73 425 / 262 = 280.2 т/добу;
Nз
= 73 425 / 262 × 2 = 140.1 т/зм;
Nг
= 73 425 / 3 647 = 20.1 т/год.
. Транспортування зі складів.
При транспортуванні матеріалів втрачається 0.5%. Отже, зі складу повинно
надходити:
Гіпсу:
Nр
= 73 425 × 1.005 = 73 792
т/рік;
Nд
= 73 792 / 262 = 281.6 т/добу;
Nз
= 73 792 / 262 × 2 = 140.8 т/зм;
Nг
= 73 792 / 3 647 = 20.2 т/год.
Портландцементу:
Nр
= 5 151 × 1.005 = 5 176
т/рік;
Nд
= 5 176 / 262 = 19.8 т/добу;
Nз
= 5 176 / 262 × 2 = 9.9 т/зм;
Nг
= 5 176 / 3 647 = 1.4 т/год.
Шлаку:
Nр
= 33 533 × 1.005 = 33 700
т/рік;
Nд
= 33 700 / 262 = 128.6 т/добу;
Nз
= 33 700 / 262 × 2 = 64.3 т/зм;
Nг
= 33 700 / 3 647 = 9.2 т/год.
Результати розрахунків наведені в
таблиці 2.
Таблиця 2
Розрахунок продуктивності
підприємства
№ п/п
|
Назви технологічних операцій
|
Витрати сировини, %
|
Продуктивність, т
|
|
|
|
за годину
|
за зміну
|
за добу
|
за рік
|
1
|
Склад ГЦШВ
|
2
|
27.9
|
194.7
|
389.3
|
102 000
|
2
|
Помел: Гіпсу
|
1
|
18.4
|
127.8
|
255.6
|
66 963
|
|
Портландцементу
|
|
1.4
|
9.8
|
19.6
|
5 151
|
|
Шлаку
|
|
8.4
|
59
|
118
|
30 906
|
3
|
Сушіння: Гіпсу
|
7.5
|
9.4
|
65.7
|
197.2
|
71 985
|
|
Шлаку
|
8.5
|
18.4
|
127.8
|
255.6
|
33 533
|
4
|
Подрібнення гіпсу
|
2
|
20.1
|
140.1
|
280.2
|
73 425
|
5
|
Поступає зі складу: гіпсу
|
0.5
|
20.2
|
140.8
|
281.6
|
73 792
|
|
Портландцементу
|
|
1.4
|
9.9
|
19.8
|
5 176
|
|
Шлаку
|
|
9.2
|
64.3
|
128.6
|
33 700
|
4.
Розрахунок основного технологічного і транспортного обладнання
На основі технологічної схеми з
урахуванням заданої продуктивності підприємства та розрахунком кількості
сировини, яку переробляють за кожним переділом вибирають технологічне та інше
обладнання, визначають його кількість і режим роботи.
Вибір типорозмірів машин та
обладнання приводять з урахуванням таких загальних положень:
- вони повинні відповідати
характеру виконуючих операцій, забезпечувати повне використання їх потужностей
та виробництво найдешевшої мало енергоємної продукції;
- найбільше повинні бути
використані можливості автоматизації, комплексної механізації та потокової
організації виробництва;
Типи і марки основного обладнання
вибирають на основі діючих каталогів та довідників. Необхідну кількість машин
та обладнання на кожному технологічному переділу визначають за формулою:
М = Nгп/
(Nг×Кв)
;
де Nгп
- годинна продуктивність технологічного переділу;
Nг
- годинна продуктивність одиниці обладнання;
Кв - коефіцієнт одиниці обладнання.
При визначенні кількості машин та
обладнання враховують задану кількість сортів та видів продукції, що
випускається, необхідність резервних машин, які при ремонті та переналагодженні
мали б змінити один одного.
Необхідно прямувати до скорочення
кількості однотипних машин за рахунок використання найбільш продуктивного
обладнання. Це дозволяє спростити технологічну схему підприємства, скоротити
кількість обслуговуючого персоналу, розміри капіталовкладень, а також
експлуатаційні витрати.
Важливими критеріями при виборі
обладнання та технології виробництва в’яжучих матеріалів в цілому є питомі
витрати палива та електроенергії на одиницю готової продукції.
При технологічному проектуванні
уточнюють розрахункові значення продуктивності машин з урахуванням особливостей
перероблюваної сировини та матеріалів, потужність електродвигунів для їх
приводів та інші параметри
.1 Розрахунок складів
Склади сировини бувають, як правило
у вигляді відкритих підкранових естакад, які мають грейферні, мостові крани,
прольоти яких бувають 24-32 метри.
. Для зберігання шлаку і гіпсу
приймаю тип складу - штабельний. Загальний запас гіпсу і шлаку відповідно, які
підлягають зберіганню на складі повинні забезпечити п’ятнадцятидобову роботу
цеху виробництва гіпсоцементношлакового в’яжучого. Об’єм складу для шлаку
розрахуємо за формулою:
Vскл
= Nр /(Т×ρн)
×Пзап
×
К1× К2 ×
К3 , м3
де
Nр - річна витрата шлаку
Nр = 33700 т/рік;
Т - кількість робочих днів складу Т
= 262 дні;
ρн-
насипна густина шлаку ρн
= 0,9 т/ м3;
Пзап - норми запасу і зберігання
опоки на складі, Пзап = 15 діб;
К1 - коефіцієнт нерівномірності
постачання матеріалів на склад. Для залізничного і водного транспорту К1 =
1,3…1,5. Приймаю К1 = 1,3.
К2 = коефіцієнт нерівномірності
споживання матеріалів, К2 = 1,3…1,5. Приймаю К2 =1,4.
К3 = коефіцієнт використання
корисної площі складу. Для штабельного складу для шматкового матеріалу К3 =
0,5…0,75. Приймаю К3 = 0,6.
Vскл
= 33700/(262 × 0,9) ×15
×1,3
×1,4
×
0,6 = 2341 м3 .
Приймаю висоту штабелю h=8 м, кут
природного відкосу шлаку у штабелі α = 350.
Визначимо довжину штабельного складу за формулою:
L
с = Vскл
×
tg α/h2
, м
де Vскл
-об’єм складу;
α -кут
природного відкосу матеріалу;
L
с =
2341× tg
350/82
=
26 м.
Визначаю площу штабельного складу за
формулою:
S = 2×L
с×h/tgα
, м2 ;
S =2
×26
×8/
tg 350 =594,1
м2 .
Ширина:
Н=S/
L с=
594,1/26=
23 м.
. Для зберігання портландцементу
проектуємо силосний склад:
Vс
= Nр /(Т×ρн)
×Пзап
×
К1× К2 ×
К3 , м3
Для силосного складу
портландцементу:
Nр
=5176 т/рік;
К3 = 0,9;
ρн
=1,0 т/ м3 ;
Пзап =10
діб.
Vс
=5176/(262 ×1,0)
×10
×1,3
×1,4
×0,9
=324 м3 .
Приймаю 2 силоси для зберігання
портландцементу діаметром d
= 5 м;
h/d≥1.5;
отже висота h =15
м.
Об’єм одного силосу V=
π
×
d2/4 ×
h =
3,14 ×52/4 ×15
= 294,4 м3.
. Для зберігання гіпсу проектуємо
штабельний склад. Загальний об’єм силосів:
Vскл
= Nр /(Т×ρн)
×Пзап
×
К1× К2 ×
К3 , м3
де Nр
- річна витрата гіпсу Nр
= 73792 т/рік;
Т - кількість робочих днів складу Т
= 262 дні;
ρн-
насипна густина гіпсу ρн
= 0,9 т/ м3;
Пзап - норми запасу і зберігання
гіпсу на складі, Пзап = 5 діб;
К1 - коефіцієнт нерівномірності
постачання матеріалів на склад. Для залізничного і водного транспорту К1 =
1,3…1,5. Приймаю К1 = 1,3.
К2 = коефіцієнт нерівномірності
споживання матеріалів, К2 = 1,3…1,5. Приймаю К2 =1,4.
К3 = коефіцієнт використання
корисної площі складу. Для штабельного складу для шматкового матеріалу К3 =
0,5…0,75. Приймаю К3 = 0,6.
Vскл
= 73792/(262 × 0,9) ×5
×1,3
×1,4
×
0,6 = 1384 м3 .
Приймаю висоту штабелю h=6 м, кут
природного відкосу гіпсу у штабелі α = 350. Визначимо
довжину штабельного складу за формулою:
L
с =
Vскл ×
tg α/h2
, м
де Vскл
-об’єм складу;
α -кут
природного відкосу матеріалу;
L
с =
1384× tg
350/62
=
27 м.
Визначаю площу штабельного складу за
формулою:
S =2
×27
×6/
tg 350 =462,7
м2 .
Ширина:
Н=S/
L с=
462,7/27=
17 м.
. Для зберігання готового
гіпсоцементношлакового в’яжучого проектуємо силосний склад, об’єм якого
складає:
Vс
= Nр /(Т×ρн)
×Пзап
×
К1× К2 ×
К3 , м3
Для силосного складу ГЦШВ:
Nр
=100000 т/рік;
ρн
=0,9 т/ м3 ;
Пзап =40 діб.
Vс
=100000/(262 ×0,9)
×40
×1,3
×1,4
×0,9
=20977 м3 .
Вибираю 6 силосів діаметром
d=15 м, h/d≥1.5;
звідки висота одного силосу h=
26м.
Об’єм одного силосу V=
π
×
d2/4 ×
h =
3,14 ×152/4 ×26=
4595м3.
Перевіримо правильність вибору
силосних складів:
1. Для зберігання портландцементу
об’єм силосного складу:
Vс
=
V ×4=294,4
×
2 = 588,8 м3 ;
588,8>324. Отже, склад для
зберігання портландцементу запроектовано вірно.
. Для зберігання
гіпсоцементношлакового в’яжучого об’єм силосного складу:
Vс
=
V ×4=4595
×6=27570
м3 ;
>20977. Отже, склад для
зберігання гіпсоцементношлакового в’яжучого запроектовано вірно.
.2 Розрахунок витратних бункерів
Бункери - саморозвантажуючі ємкості
для приймання і зберігання сипких матеріалів. Їх встановлюють над технологічним
обладнанням для забезпечення його безперервної роботи. Як правило бункер
розраховують на 1,5-4 години запасу матеріалу.
Форма і розміри бункерів не
стандартизовані і приймаються залежно від фізичних властивостей матеріалів, які
зберігаються в них, необхідного запасу, способів завантаження і вивантаження,
компоновки обладнання, тощо. Найбільше застосування знайшли бункери
прямокутного поперечного перерізу. Звичайно верхня частина бункера має
вертикальні стінки, висота яких не повинна перевищувати більш ніж у 1,5 разів
розміри бункеру у плані, нижню частину його виконують у вигляді зрізаної
піраміди з симетричними або краще несиметричними похилими стінками.
Для повного огородження бункеру кут
нахилу стінок пірамідальної частини повинен на 10-15 0
перевищувати
кут природного укосу завантажуваного матеріалу у спокої і кут тертя об його
стінки. Ребро двогранного кута між похилими стінами повинно мати кут нахилу до
горизонту не менший за 450, а при зберіганні вологого матеріалу з більшим
вмістом дрібних фракцій - не менше 500. Розміри вихідного отвору бункера
повинні перевищувати у 4-5 разів максимальні розміри кусків матеріалу, що
зберігається.
Необхідний геометричний об’єм
бункеру визначають за формулою:
, м3
де Nг -
годинна продуктивність установки, яка йде після бункера, Nг =
18,4 т/год;
n -
кількість годин, на які необхідно мати запас матеріалу, n=8
год;
Кзап -
0,85…0,9 - коефіцієнт заповнення бункера, Кзап =0,9 ;
ρн - насипна
густина матеріалу, який зберігається в бункері,
ρн =0,9
кг/ м3.
Розрахуємо бункер,
призначений для зберігання гіпсу, що розміщений перед млином.
Vгеом=
(18,4×8)/
(0,9×0,9)
= 182 м3.
Приймаю для зберігання бункер
у вигляді прямокутної призми. Конструкційно приймаю D, h, d.
Тоді висота h2 :
, м;
D=8
м, d=1м,
h1=4м.
м
h≥1,5а(b);
приймаю об’єм бункера Vгеом= 182
м3, h= h1 + h2
=11 м, ширина а= 8 м, довжина b=8 м, кут
нахилу до горизонту ребра двогранного кута між похилими стінками α
=500, розмір
випускного отвору бункера схс=800х800 мм.
Розраховую бункер,
призначений для зберігання портландцементу, що розміщений перед млином:
Vгеом=
(1.4 × 8)/
(0,9 ×
1,0) = 12.4
м3.
Приймаю для зберігання бункер
у вигляді прямокутної призми. Конструкційно приймаю D, h, d.
Тоді висота h2 :
, м;
D=2
м, d=0,25
м, h=3м.
м
Приймаю об’єм бункера Vгеом=
12.4 м3, h=5.4
м, ширина а=32 м, довжина b=2 м, кут
нахилу до горизонту ребра двогранного кута між похилими стінками α
=500, розмір
випускного отвору бункера схс=800х800 мм.
Розраховую бункер,
призначений для зберігання гіпсу, що розміщений перед дробаркою:
Vгеом=
(20,1×8)/
(0,9×0,9)=
198,5 м3.
D=6м,
d=0,25
м, h=6м.
м
Приймаю об’єм бункера Vгеом=
198,5 м3, h= 9
м, ширина а= 6 м, довжина b= 6 м, кут
нахилу до горизонту ребра двогранного кута між похилими стінками α
=500, розмір
випускного отвору бункера схс=800х800 мм.
Розраховую бункер, призначений
для зберігання гіпсу, що розміщений перед сушильним барабаном:
Vгеом=
(9,4×8)/
(0,9×0,9)
= 92,8 м3.
D=5м,
d=0,25
м, h=4м.
м
Приймаю об’єм бункера Vгеом=
92,8 м3, h=
10,5, ширина а= 5 м, довжина b= 5 м, кут
нахилу до горизонту ребра двогранного кута між похилими стінками α
=500, розмір
випускного отвору бункера схс=800х800 мм. Аналогічний для зберігання шлаку із
запасом на 4 год.
Розраховую бункер,
призначений для зберігання шлаку, що розміщений перед млином:
Vгеом=
(8,4×8)/
(0,9×0,9)
= 83 м3.
D=5м,
d=0,25
м, h=4м.
м
Приймаю об’єм бункера Vгеом=
83 м3, h=
10,1, ширина а= 5 м, довжина b= 5 м, кут
нахилу до горизонту ребра двогранного кута між похилими стінками α
=500, розмір
випускного отвору бункера схс=800х800 мм.
4.3 Вибір обладнання для
подрібнення
Необхідну кількість машин та
обладнання на даному технологічному переділу визначають за формулою:
М = Nгп/
(Nг×Кв)
;
де Nгп -
годинна продуктивність технологічного переділу, Nгп =20,1
т/год;
Nг -
годинна продуктивність одиниці обладнання, Nг =27т/год;
Кв - коефіцієнт використання
одиниці обладнання, Кв
=0,92.
М = 20,1/(27 ×0,92)
= 0,81.
Вибір типу і потужності
дробарок залежить від фізичних властивостей матеріалу, який подрібнюється,
необхідної ступені подрібнення і продуктивності. Максимальний розмір кусків
матеріалу не повинен перевищувати 0,8-0,85 засипної щілини дробарки.
На заводах в’яжучих речовин
м’які породи (вапняки - черепашники, крейда, діатоміт, опока) подрібнюють у молоткових
само очищувальних і валкових дробарках.
На підприємство по
виробництву гіпсоцементношлакового в’яжучого гіпс надходить кусками, розміром
350 мм. У сушильний барабан гіпс повинен поступати з розміром кусків 10мм. Для
подрібнення опоки вибираємо подрібнення з використанням молоткової дробарки. У
молоткову дробарку надходять куски розміром 350мм і подрібнюються до 10 мм.
Ступінь подрібнення складає:
де В - ширина отвору
завантаження дробарки, мм;
S -
ширина вивантажувальної щілини дробарки, мм.
і=(0,85 ×
350мм)/10мм=30.
Приймаю молоткову дробарку
СМД - 114, технічні характеристики якої наведені в таблиці 3. Ступінь
подрібнення складає:
Таблиця 3
Технічні характеристики
молоткової дробарки СМД - 114
Продуктивність, т/год
|
Розмір вихідного матеріалу, мм
|
Установлена потужність, кВт
|
Діаметр ротора, мм
|
Маса, т
|
Довжина - ширина- висота
|
27
|
100
|
55
|
600
|
1,533
|
4200х2400х2700
|
Перевіримо вибрану дробарку за
продуктивністю:
Qф=
Qп
×К
др ×
К ф ×
Ккр, т/год
де Qф
- розрахункова продуктивність дробарки;
Qп
- паспортна продуктивність;
К др - поправочний коефіцієнт на
подрібнення, для м’яких порід К др=1,2;
К ф - коефіцієнт, який враховує
форму подрібненого матеріалу, К ф=1,0 для рваного каменю;
Ккр - коефіцієнт, який враховує крупність
шматків породи, Ккр=1,0.
Q=27
×1,2
×1,0
×1,0=
32,4 т/год.
Потрібна продуктивність відділення
подрібнення гіпсу складає Qпотр
= 20,1 т/год. Q
> Qпотр;
отже, дробарка підібрана правильно.
Коефіцієнт використання дробарки:
Квикр = Qпотр
рік/ (Qф
×Др×
Тдоб);
Квикр =73425/(32,4
×262
×16)
=
0,54
4.4 Розрахунок сушильного барабану
Продуктивність сушильних барабанів
та інших теплових установок для сушіння матеріалів визначається кількістю
випаруваної вологи. Її звичайно характеризують питомою паронапругою (кількість
води, яка випаровується з 1 м3 робочого об’єму сушильного барабану, млина тощо
за одну годину). При розрахунку сушильного барабану при сушінні шлаку питому
паронапругу А визначають за співвідношенням:
А = 2ρнβ×(w
1 - w2)/(200×(w
1 + w2)),
кг/(м3×год);
де ρн
- насипна густина матеріалу в перерахунку на середню вологу;
w
1 і w2
- початкова і кінцева відносна вологість матеріалу;
β - коефіцієнт
заповнення барабана матеріалом (β=0,2).
При розрахунку сушильного барабану
при сушінні шлаку питому паронапругу А приймають 20-40 кг/ м3
.
Об’єм сушильного барабана
розраховують за формулою:
, м3
де W - кількість
вологи, яка виводиться з матеріалу;
А - питома паронапруга;
G1 -
маса матеріалу, яка поступає в барабан;
G2 -
маса матеріалу, що виходить з барабану;
w 1 і
w2 -
відповідно початкова і кінцева відносна вологість матеріалу.
Vб
=18400(9-1)/(100-9)/30 =54 м3.
Для цеху виробництва
гіпсоцементношлакового в’яжучого для сушіння шлаку проектуємо барабанну сушарку
типу СМ, технічні характеристики якої наведені в таблиці 4.
Таблиця 4
Технічні характеристики
сушильного барабану типу СМ
Типорозмір ДхL,
м
|
Об’єм барабана, м3
|
Продуктивність випар. вологи, кг/ м3
|
Потужність електродвигуна, кВт
|
2,2х20
|
76
|
5400
|
35
|
Визначаємо необхідну продуктивність
випаруваної вологи:
w
1 - w2
= 9-1 = 8%
+18400кг/год ×0,08
= 19872 кг/год,
де 19872 - кількість шлаку в
кілограмах, який надходить в сушильний барабан за одну годину;
- кількість шлаку, який виходить з
сушильного барабану, кг/год.
Отже, потрібна продуктивність
випаруваної вологи:
- 18400 = 1472 кг/год.
>1472 кг/год. Отже, сушильний
барабан підібрано правильно. Коефіцієнт використання сушильного барабану:
/( 5400×365
×24)=0,7
Сушка шлаку відбувається при
переміщенні його по сушильному барабану. В якості палива використовується
природний газ.
При розрахунку сушильного барабану
при сушінні гіпсу питому паронапругу А визначають за співвідношенням:
А = 2ρнβ×(w
1 - w2)/(200×(w
1 + w2)),
кг/(м3×год);
де ρн
- насипна густина матеріалу в перерахунку на середню вологу;
w
1 і w2
- початкова і кінцева відносна вологість матеріалу;
β - коефіцієнт
заповнення барабана матеріалом (β=0,2).
При розрахунку сушильного барабану
при сушінні шлаку питому паронапругу А приймають 20-40 кг/ м3
.
Об’єм сушильного барабана
розраховують за формулою:
, м3
де W - кількість
вологи, яка виводиться з матеріалу;
А - питома паронапруга;
G1 -
маса матеріалу, яка поступає в барабан;
G2 -
маса матеріалу, що виходить з барабану;
w 1 і
w2 -
відповідно початкова і кінцева відносна вологість матеріалу.
Vб
=9400(8-1)/(100-8)/20 = 36 м3.
Для цеху виробництва
гіпсоцементношлакового в’яжучого для сушіння гіпсу проектуємо барабанну сушарку
типу СМ, технічні характеристики якої наведені в таблиці 5.
Таблиця 5
Технічні характеристики
сушильного барабану типу СМ
Типорозмір ДхL,
м
|
Об’єм барабана, м3
|
Продуктивність випар. вологи, кг/ м3
|
Потужність електродвигуна, кВт
|
2,0х12
|
37,7
|
1700
|
10,0
|
Визначаємо необхідну продуктивність
випаруваної вологи:
w
1 - w2
= 8-1 = 7%
+9400кг/год ×0,07
=10058 кг/год,
де 10058 - кількість шлаку в
кілограмах, який надходить в сушильний барабан за одну годину;
- кількість шлаку, який виходить з
сушильного барабану, кг/год.
Отже, потрібна продуктивність
випаруваної вологи:
- 9400 =658 кг/год.
>658 кг/год. Отже, сушильний
барабан підібрано правильно. Коефіцієнт використання сушильного барабану:
/( 1700×365
×24)=0,01
Сушка шлаку відбувається при
переміщенні його по сушильному барабану. В якості палива використовується
природний газ.
.5 Вибір обладнання для помелу
Типорозміри млинів вибирають згідно
з годинною продуктивністю та технологією помольного підрозділу. Каталогові дані
перевіряють розрахунком продуктивності з урахуванням конкретних умов помелу.
Годинна продуктивність відділення
помелу складає:
∑Q=18,4+8,4+1,4=28,2
т/год
Тип циклу помелу вибираємо
відкритими. Для помелу проектуємо трубний млин з продуктивністю 17 т/год.
потрібна кількість млинів:
М = Nгп/
(Nг×Кв)
;
де Nгп
- годинна продуктивність технологічного переділу, Nгп
=28,2 т/год;
Nг
- годинна продуктивність одиниці обладнання, Nг
=17 т/год;
Кв - коефіцієнт використання одиниці
обладнання, Кв =0,9.
М = 28,2/(17
×0,9)
= 1,8.
Для помелу приймаю 2 млини, технічні
характеристики яких наведені в таблиці 6.
Таблиця 6
Діаметр, м
|
Довжина, м
|
Частота обертання, об/хв
|
Продуктивність, т/год
|
Маса мелючи тіл, т
|
Потужність привода, кВт
|
2,2
|
13
|
20
|
17
|
45
|
480
|
Перевіримо правильність вибору
млинів:
Для цього обчислимо фактичну
продуктивність млинів і порівняємо її з потрібною. Продуктивність млина
обчислюють за формулою:
, т/год
де Vп - корисний об’єм
млина;
Дс - діаметр млина у
перерізі, м;
K -
коефіцієнт, який залежить від типу циклу помелу, К=1 для відкритого циклу;
b - питома
продуктивність млина, для змішаних в’яжучих;
q -
поправочний коефіцієнт, на тонкість помелу (q=0,035…0,05)
Дс = Д-0,05=2,2-0,05=2,15 м.
Vп
=50% Vгеом
, де Vгеом
- геометричний об’єм млина;
Vгеом
=πД2 L/2=3,14×2,22
×13/2=99
м3 ,
де L -
довжина млина.
Vп
=99×0,5=49,5
м3 ,
Qфакт
= 6,45 ×49,5 ×(45/49,5)0,8
×1 ×0,05
×0,91
=19,5 т/год.
Коефіцієнт використання
млина:
Квикр = Qпотр
рік/ (Qф ×Др×
Тдоб);
Квикр =103020/(28,2 ×262 ×16) =
0,87
Запроектовано два млини, отже
фактична продуктивність відділення помелу становить: Qфакт
=2*19,5=39 т/год.
Qфакт
>
Qпотр
, отже відділення помелу запроектовано вірно. Млин обов’язково вентилюють,
просмоктуючи через нього повітря. Швидкість повітряного потоку 0,3-0,7 м/с
забезпечується вентилятором, який просмоктує повітря через млин і послідуючі
пристрої. Система працює під розрідженням. Завдяки аспірації потужність млина
збільшується на 20-25%, зменшення пиловиділення, поліпшуються санітарно -
гігієнічні умови праці. Економічно доцільно на кожну тону пропускати 300 м3
повітря. В кожному 1 м3 повітря, яке виходить з млина, міститься 50-200г
готового продукту, що складає 2…6% продуктивності млина.
.6 Вибір транспортного
обладнання
Для транспортування
портландцементу зі складу запроектуємо пневматичний насос К-2305 з
продуктивністю 10…12 т/год, оскільки необхідно, щоб зі складу поступило 1,4
т/год портландцементу. Технічні характеристики цього насосу приведені в таблиці
7.
Таблиця 7
Технічні характеристики
камерного пневматичного насосу К-2305
Продуктивність, т/год
|
Діаметр камери, м
|
Відстань транспортування
|
Робочий тиск, МПа
|
Кількість камер, шт.
|
Об’єм камери, м3
|
|
|
горизонтальна
|
вертикальна
|
|
|
|
10…12
|
1,2
|
200
|
35
|
0,6
|
1
|
1
|
Qфакт
> Qпотр,
отже насос підібрано вірно.
Підберемо пневматичний насос для
транспортування готового ГЦШВ з млина до складу готової продукції. Необхідна
продуктивність Qпотр
=
28,2 т/год, тому вибираємо камерний гвинтовий насос ТА-23А. Технічні
характеристики цього насосу приведені в таблиці 8.
Таблиця 8
Технічні характеристики камерного
гвинтового насосу ТА-23А
Продуктивність, т/год
|
Діаметр камери, м
|
Відстань транспортування
|
Робочий тиск, МПа
|
Кількість камер, шт.
|
Об’єм камери, м3
|
|
|
горизонтальна
|
вертикальна
|
|
|
|
20…40
|
1,2
|
-
|
-
|
0,6
|
1
|
1,5
|
Qфакт
=20…40 т/год.
Qфакт
> Qпотр
, отже насос підібрано правильно.
Для транспортування сухого гіпсу з
сушильного барабану у витратний бункер перед млином запроектуємо елеватор типу
В-200, технічні характеристики якого приведені в таблиці 9.
Таблиця 9
Технічні характеристики елеватора
типу В-200
Ширина ковша, мм
|
Місткість ковша, л
|
Крок ковша, мм
|
Швидкість ланцюга, м/с
|
Висота елеватора, м
|
Продуктивність, т/год
|
Потужність привода, кВт
|
200
|
2,5
|
352
|
1,1
|
25
|
19,6
|
4,5
|
Qфакт
=19,6 т/год, Qпотр
=9,4
т/год.
Qфакт
> Qпотр
, отже елеватор підібрано правильно.
Для транспортування сухого шлаку з
сушильного барабану у витратний бункер перед млином запроектуємо елеватор типу
В-200, технічні характеристики якого приведені в таблиці 10.
Таблиця 10
Технічні характеристики елеватора
типу В-300
Ширина ковша, мм
|
Місткість ковша, л
|
Крок ковша, мм
|
Швидкість ланцюга, м/с
|
Висота елеватора, м
|
Продуктивність, т/год
|
Потужність привода, кВт
|
300
|
5
|
448
|
1,1
|
25
|
28
|
7
|
Qфакт
=28 т/год, Qпотр
=18,4
т/год.
Qфакт
> Qпотр
, отже елеватор підібрано правильно.
Для транспортування гіпсу з дробарки
до сушильного барабану запроектуємо елеватор типу В-200, технічні
характеристики якого приведені в таблиці 11.
Таблиця 11
Технічні характеристики елеватора
типу В-300
Ширина ковша, мм
|
Місткість ковша, л
|
Крок ковша, мм
|
Швидкість ланцюга, м/с
|
Висота елеватора, м
|
Продуктивність, т/год
|
Потужність привода, кВт
|
300
|
5
|
448
|
1,1
|
25
|
28
|
7
|
Qфакт
=28 т/год, Qпотр
=20,1
т/год.
Qфакт
> Qпотр
, отже елеватор підібрано правильно.
Для транспортування гіпсу зі складу
в бункер перед молотковою дробаркою запроектуємо стрічковий конвеєр. Ширина
конвеєрної стрічки залежить від розміру грудок гіпсу.
, мм
де В - ширина стрічки, м
dmax - максимальний
лінійний розмір породи;
Максимальний лінійний розмір
грудок , який транспортується даним стрічковим конвеєром складає: dmax =
350 мм.
мм;
Приймаємо В=900 мм.
Необхідна швидкість руху
стрічкового конвеєра для забезпечення розрахункової продуктивності молоткової
дробарки при ширині стрічки 900 мм, лежить в межах 1,6…2,5 м/с. Приймаємо v=2
м/с. Кут природного відкосу φ=300. Кут
нахилу конвеєра становить β=240, kн
=0,71.
З урахуванням природного кута
відкосу матеріалу при пересуванні на стрічці, форми стрічки її нахилу,
продуктивність становить:
, т/год
де v -
швидкість руху стрічки, м/с;
φ -
кут природного відкосу матеріалу при переміщенні, φ=30
0;
kф -
коефіцієнт форми стрічки (для плоскої стрічки kф
=1);
kн -
коефіцієнт кута впливу нахилу стрічки.
т/год
Потужність на приводному
барабані стрічкового конвеєра
, кВт
де k -
коефіцієнт, який залежить від довжини конвеєра;
c -
коефіцієнт, який залежить від ширини стрічки;
Lг -
горизонтальна проекція довжини конвеєра, яка залежить від кута нахилу конвеєра
(Lг = Lcosβ);
Н - висота піднімання (Н= Lsinβ);
Lг =
15*cos240=13,7
м
Н = 15*sin240=6,1
м.
, кВт.
Потужність двигуна
стрічкового конвеєра:
, кВт
де kд -
коефіцієнт динамічності (kд =
1,1…1,2);
N0 -
потужність на приводному барабані;
Nс.с.
- потужність, яка витрачається на скидачах (Nс.с
= 0,075+QВ).
Nс.с
= 0,0075*344,3*0,9= 2,32 кВт;
, кВт.
Підбираємо стрічковий конвеєр
типу РТ-60, технічні характеристики якого приведені в таблиці 12.
Таблиця 12
Технічні характеристики
стрічкового конвеєру РТ - 60
Продуктивність, т/год
|
Ширина стрічки, мм
|
Швидкість руху стрічки, м/с
|
Діаметр барабана, мм
|
Довжина, м
|
Потужність двигуна, кВт
|
|
|
|
приводного
|
натяжного
|
|
|
|
450
|
1000
|
2,25
|
900
|
800
|
250
|
60
|
46
|
Qфакт
=450 т/год, Qпотр=344,3
т/год.
Qфакт
> Qпотр
,
отже стрічковий конвеєр підібрано раціонально.
Для транспортування шлаку зі складу
в бункер перед сушильним барабаном запроектуємо стрічковий конвеєр. Ширина
конвеєрної стрічки залежить від розміру грудок гіпсу.
, мм
де В - ширина стрічки, м
dmax - максимальний
лінійний розмір породи;
Максимальний лінійний розмір
грудок , який транспортується даним стрічковим конвеєром складає: dmax =
350 мм.
мм;
Приймаємо В=900 мм.
Необхідна швидкість руху
стрічкового конвеєра для забезпечення розрахункової продуктивності щокової
дробарки при ширині стрічки 900 мм, лежить в межах 1,6…2,5 м/с. Приймаємо v=2
м/с. Кут природного відкосу φ=300. Кут
нахилу конвеєра становить β=240, kн
=0,71.
З урахуванням природного кута
відкосу матеріалу при пересуванні на стрічці, форми стрічки її нахилу,
продуктивність становить:
, т/год
де v -
швидкість руху стрічки, м/с;
φ -
кут природного відкосу матеріалу при переміщенні, φ=30
0;
kф -
коефіцієнт форми стрічки (для плоскої стрічки kф
=1);
kн -
коефіцієнт кута впливу нахилу стрічки.
т/год
Потужність на приводному
барабані стрічкового конвеєра
, кВт
де k -
коефіцієнт, який залежить від довжини конвеєра;
c -
коефіцієнт, який залежить від ширини стрічки;
Lг -
горизонтальна проекція довжини конвеєра, яка залежить від кута нахилу конвеєра
(Lг = Lcosβ);
Н - висота піднімання (Н= Lsinβ);
Lг =
15*cos240=13,7
м
Н = 15*sin240=6,1
м.
, кВт.
Потужність двигуна
стрічкового конвеєра:
, кВт
де kд -
коефіцієнт динамічності (kд =
1,1…1,2);
N0 -
потужність на приводному барабані;
Nс.с.
- потужність, яка витрачається на скидачах (Nс.с
= 0,075+QВ).
Nс.с
= 0,0075*344,3*0,9= 2,32 кВт;
, кВт.
Підбираємо стрічковий конвеєр
типу РТ-60, технічні характеристики якого приведені в таблиці 13.
Таблиця 13
Технічні характеристики
стрічкового конвеєру РТ - 60
Продуктивність, т/год
|
Ширина стрічки, мм
|
Швидкість руху стрічки, м/с
|
Діаметр барабана, мм
|
Довжина, м
|
Горизонтальний кут нахилу
|
Потужність двигуна, кВт
|
|
|
|
приводного
|
натяжного
|
|
|
|
450
|
1000
|
2,25
|
900
|
800
|
250
|
60
|
46
|
Qфакт
=450 т/год, Qпотр=344,3
т/год.
Qфакт
> Qпотр
,
отже стрічковий конвеєр підібрано раціонально.
Для подачі портландцементу в млин
запроектуємо тарілчастий живильник СМ - 179, з діаметром тарілки Д=750 мм та
паспортною продуктивністю 3 т/год. Уточнюємо стосовно характеристики матеріалу
розрахункову продуктивність живильника.
Візьмемо кут природного схилу
портландцементу φ=30
0 , коефіцієнт розпушування kр=0.7,
тоді tg
φ = tg30
0=0,58. Найбільшу продуктивність живильник матиме при підніманні на таку висоту
h, за якої радіус
нижньої основи конуса матеріалу дорівнюватиме радіусу тарілки, тобто R=0.5D,
в скребачка, яка скидає з тарілки матеріал буде примикатися до зовнішньої
поверхні патрона r=0.5d,
де d - діаметр патрона.
Знайдемо h,
взявши D
/
d =
3:
;
м.
Уточнена продуктивність
складатиме:
, т/год;
, т/год
Очевидно, взятий живильник
забезпечить продуктивність помельного агрегату. Деякий надлишок при подачі
матеріалу можна усунути, регулюючи висоту подачі патрона, який зв’язаний з
витратним бункером. Отже, приймаємо тарілчастий живильник типу СМ - 179,
технічні характеристики якого приведені в таблиці 14.
Таблиця 14
Технічні характеристики
тарілчастого живильника типу СМ - 179
Діаметр тарілки, мм
|
Продуктивність, м 3/год
|
Частота обертання тарілки, хв. -1
|
Потужність двигуна, кВт
|
750
|
3
|
4,19
|
0,6
|
Qфакт
=5,02 т/год, Qпотр
= 1,4 т/год.
Qфакт
> Qпотр
, отже живильник підібрано правильно.
Аналогічно проектуємо використання
тарілчастих живильників згідно вище проведених розрахунків у відповідності до
необхідних продуктивностей технологічних установок. Таким чином транспортування
шлаку зі складу до сушильного барабану буде відбуватися за експлуатації
стрічкового живильника типу СМ - 187А. Таким же живильником забезпечуватиметься
безперервна робота млина при транспортуванні гіпсу із сушильного барабану. А
для забезпечення безперервної роботи млина при транспортуванні шлаку від
сушильного барабану використовуватиметься тарілчастий живильник типу ДТ з
діаметром диска 1600 мм. Використовуємо такі ж живильники для транспортування
гіпсу зі складу до молоткової дробарки при подрібненні гіпсу. Живильниками типу
ДТ також буде подаватися подрібнений гіпс до сушильного барабану. Технічні
характеристики наведених вище живильників приведені в таблиці 15.
Таблиця 15
Технічні характеристики тарілчастих
живильників
Показник
|
Марка
|
|
СМ - 187А
|
ДТ
|
Діаметр тарілки, мм
|
1250
|
1600
|
Продуктивність, м 3/год
|
15
|
28
|
Частота обертання тарілки, хв. -1
|
7
|
4
|
Потужність двигуна, кВт
|
1,7
|
4,5
|
5. Розрахунок пилоосаджувальних
систем
Очистка від пилу, димових газів і
аспіраційного повітря необхідна для зменшення запиленості оточуючого повітря,
створення наукових санітарних умов у виробничих приміщеннях, а також для
підвищення ефективності виробництва: повертання пилу зменшує витрати сировини,
палива і електроенергії. Санітарними нормами для проектування промислових підприємств
регламентовані гранично допустимі концентрації пилу в повітрі робочих приміщень
до 1-10 мг/м3, в підходящих газах, що викидаються в атмосферу і газів відпилу,
який вміщає SiO2
.
Для створення нормальних умов праці,
цех по виробництву в’яжучих речовин забезпечується системою штучної та
природної вентиляції.
Очистку відкидних газів і
аспіраційного повітря до гранично допустимих концентрацій здійснюють в одно-,
дво-, трьох і більше ступенях пило очищення. Запиленість газів, відхідних
пилоочисних пристроїв при здійснюванні в них підсмоктування повітря бо при
витоку газів визначають за формулою:
, де
Zвих.
,
Zвх -
запиленість газів після і до пило всмоктувача, г/м3;
η - ступінь
очистки пиловловлювача, %. Він показує, яка кількість пилу накопичується
апаратом у % від маси пилу, що надходить в апарат.
Ступінь очистки найбільш
часто застосовуваних пилоосаджувальних пристроїв складає: пилоосаджувальних
камер - 0,1…0,2; циклонів: батарейних циклонів - 0,8…0,95; рукавних і електрофільтрів
- 0,95…0,99.
Запиленість повітря і газів,
які відбираються від технологічного обладнання приблизно наступна:
Таблиця 16
Запиленість повітря обладнання
|
Показник, г/м3
|
Підходящих газів
|
20…40
|
Аспіраційного повітря млинів
|
50…200
|
Газоповітряних сумішей при пневматичному
транспортуванні в’яжучого
|
900…1000
|
Циклони, батарейні циклони, рукавні
фільтри і електрофільтри підбирають за продуктивністю, яка характеризується
кількістю газу і повітря, які можливо очистити з них за 1 год.
Виберемо пилоосаджувальну систему
для очищення від пилу повітря при пневматичному транспортуванні портландцементу
з силосного складу в бункер. Очистку повітря будемо здійснювати в три стадії.
Перша ступінь очистки буде проводитись за допомогою пилоосаджувальної камери,
друга - за допомогою циклонів, третя - рукавним фільтром.
Vпов
= 45*3,5=157,5 м3/год.
На другій стадії підбираємо один
батарейний циклон типу «розетка», технічні характеристики якого наведені в
таблиці 13.
На третій стадії підбираємо рукавний
фільтр типу РВ -1, технічні характеристики якого наведені в таблиці 14.
Розрахуємо пилоосаджувальну систему
сушильного барабану. Кількість газів, відсмоктаних від сушильного барабану на 1
кг випаруваної вологи може визначатися з рівняння:
Враховуючи температуру газів,
що відходять від сушильної установки, а також додаткове підсмоктування повітря
в газоходах, яке приймають рівним 50% від об’єму теплоносія, загальний об’єм
відхідних газів на 1 кг випаруваної вологи складає:
, м3 ;
де Q -
кількість тепла, яке витрачається на випаровування 1 кг вологи з матеріалу
(складає 3000…6000 кДж/год);
cv - середня
об’ємна теплоємність газів, кДж/м; м3/град;
t1, t2-температура
газів, відповідно на вході та виході барабану;
,5 - коефіцієнт, який
враховує підсмоктування повітря.
Загальний об’єм Аспіраційного
повітря, всмоктуваного від сушильного барабану, визначають за формулою:
, м3 ;
де - різниця
кількостей вологого та сухого матеріалу, кг/год.
стадія: г/ м3 ;
стадія: г/ м3 ;
, м3 ;
Q=7.73*1.4*900=9739.8
м3/год;
Vпов
=7,73(1611-1450)=1244,5 м3/год.
На першій стадії вибираємо
батарейний циклон з шести циклонів типу «розетка», технічні характеристики яких
наведені в таблиці 15. на другій ступені проектуємо рукавний фільтр РВ - 1.
Аспірація млина: на першій
стадії запроектуємо циклон, на другій - рукавний фільтр.
стадія: г/ м3 ;
стадія: г/ м3 .
Беремо швидкість
Аспіраційного повітря у вільному перерізі млина 0,6 м/с. кількість повітря
аспірації:
, м/с;
Де W - швидкість
повітря, м/с;
dc - діаметр
млина, м;
k 3 -
коефіцієнт заповнення млина.
м3/год.
Кількість підсмоктуваного
повітря в аспіраційному коробі млина:
,
де t 1 -
температура за млином (близько 700С);
t 2 -
температура матеріалу за млином (близько 800С);
t 3 -
температура цеху (150С );
.
Перерахунок на нормальні
умови: 4747,68 м3/год, повітря при 700С за нормальних умов:
м3/год.
Кількість повітря перед
циклонами:
Vц. =
3778,8*1,2= 4534,5 м3/год.
Візьмемо підсмоктування в
циклони 20%. Тоді кількість повітря після циклонів 1,2*4534,5=5441,4 м3/год.
Температура повітря перед циклонами 500, після них - 450С, робочі витрати
повітря:
м3/год.
Як перший ступінь очищення
повітря, беремо циклон серії ЦН-2, діаметром 500 мм. Перевіряємо розмір
циклонів:
, м3/год, газове навантаження на
один циклон.
м3/год.
Кількість паралельних
циклонів:
=2 шт.
Після циклонів повітря
надходить для очищення в рукавний фільтр:
м3/год.
Підбираємо фільтр типу
РФГ-Х-МС-4-1 однорядний продуктивності 6700 м3/год, гідравлічним опором до 100
Па.
Кількість газів після та
перед вентилятором після просмоктування у рукавні фільтри:
м3/год.
Добираємо вентилятор згідно з
робочими характеристиками: Vв=8000
м3/год, R=250
Па, Рн=723+250=963 Па; ηв=0,8, А=9000, вентилятор Ц-4-70№5.
об/хв.;
кВт.
Вибираємо пилоосаджувальну
систему для очищення від пилу повітря при пневматичному транспортуванні
гіпсоцементношлакового в’яжучого з
Vп =
45*20,6= 927 м3/год.
Запроектуємо на першому
ступені очищення пилоосаджувальну камеру, на другому циклони типу «розетка»,
характеристики яких наведені в таблиці 13, а на третьому - рукавний фільтр РВ -
1.
6. Розрахунок потреби в
енергетичних ресурсах
До енергетичних ресурсів
відносять: паливо, пару, електроенергію і чисте повітря. Потребу в енергетичних
ресурсах визначать по збільшеним показникам на одиницю готової продукції цеху.
Витрати енергії визначають
розрахунками, які враховують технічні характеристики основного і транспортного
обладнання.
Розрахунок електроенергії
ведеться в табличній формі.
Таблиця 17
Розрахунок потреби цеху
виробництва ГЦПВ в електроенергії
№ п/п
|
Назва обладнання
|
Кількість одиниць обладнання
|
Потужність електродвигуна, кВт
|
Тривалість роботи обладнання
|
Витрати електроенергії за рік, кВт год
|
|
|
|
Даного
|
загальна
|
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
2
|
Молоткова дробарка
|
1
|
55
|
55
|
3173
|
174515
|
3
|
Сушильний барабан СМ
|
2
|
10,0+35
|
45
|
6630
|
298350
|
4
|
Трубний млин
|
2
|
480
|
960
|
3173
|
3046080
|
5
|
Камерний пневматичний насос К - 2305
|
2
|
14
|
28
|
3173
|
38444
|
6
|
Камерний пневматичний насос ТА - 23А
|
1
|
14
|
14
|
3173
|
44422
|
7
|
Елеватор В-200
|
1
|
4,5
|
4,5
|
3173
|
2725,4
|
8
|
Елеватор В-300
|
1
|
7
|
7
|
3173
|
22211
|
9
|
Стрічковий конвеєр РТ 60
|
1
|
46
|
46
|
3173
|
63158
|
10
|
Тарілчастий живильник СМ -187А
|
2
|
1,7
|
3,4
|
3173
|
4668,2
|
11
|
Тарілчастий живильник ДТ
|
3
|
4,5
|
13,5
|
3173
|
18535,5
|
12
|
Тарілчастий живильник СМ -179
|
2
|
0,6
|
1,2
|
3173
|
1647,6
|
13
|
Рукавний фільтр РВ-1
|
4
|
2,4
|
9,6
|
3173
|
13180,8
|
14
|
Вентилятор Ц-4-70№4
|
1
|
3
|
3
|
3173
|
4119
|
14
|
Вентилятор Ц-4-70№5
|
1
|
3,1
|
3,1
|
3173
|
4256,3
|
∑
|
|
3736312,8
|
З урахуванням різних непередбачених
витрат електроенергії ∑ , за рік збільшимо в 1,15 рази:
Эрічне=
3736312,8*1,15= 4296759,7кВт*год.
Питома витрата енергії на 1 т ГЦПВ
складає:
.
7. Технічний контроль
виробництва
Для організації контролю
виробництва ГЦПВ необхідний правильний вибір точок для відбирання проб та
сувора відповідальність якості взятої проби. При цьому слід враховувати
характер взятої проби, час і умови відтворення роби.
Для контролю виробництва
мають значення прискорені методи, які дозволяють корегувати технологічний
процес.
При встановленні якості
сировинних матеріалів, визначають їх вологість, склад, кількість добавок і
деякі спеціальні параметри (активність для опоки).
У процесі приготування ГЦПВ
контролюють вологість, ступінь подрібнення і тонкість помелу опоки.
Контроль основних параметрів
режиму сушки полягає у визначенні температури та складу вихідних газів.
У цеху помелу лабораторія
контролює вологість та ступінь подрібнення матеріалів, які надходять на помел,
правильність дозування.
Технологічний контроль
завершують визначенням якості отриманого в’яжучого матеріалу відповідно до
діючих нормативних документів.
Якість технологічного процес
та його контроль підвищується при застосуванні засобів автоматичного відбирання
проб матеріалів у процесі їх переробки. Частота операцій відбирання проб і
величина останніх залежить від ступеня однорідності матеріалів, розмірів потоку
та інших умов.
8. Охорона навколишнього
середовища і техніка безпеки
Технологія виробництва
в’яжучих матеріалів повинна відповідати екологічним вимогам. Ці вимоги
спрямовані на захист навколишнього середовища і передусім, знесилення відхідних
газів та Аспіраційного повітря, зменшення пилоутворення та пило винесення.
Очисні споруди більшості
технологічних агрегатів повинні забезпечувати 100 мг/м3 , а в газах сушильних
барабанів, які переробляють опоку, ця величина повинна бути не більша ніж 30
мг/м3 . згідно з санітарними нормами проектування промислових підприємств,
установлюють допустимі концентрації пилу у повітрі виробничих приміщень залежно
від її токсичності. Для пилу цементу, глини, мінералів та їх сумішей, які не
містять в собі вільного діоксиду кремнію, це величина встановлена в межах 6
мг/м3 . для пилу, який містить менше ніж 10 мг/м3 діоксиду кремнію, гранична
концентрація встановлена 4 мг/м3 , понад 10% - 2 мг/м3 . такий пил утворюють
наприклад різні мінеральні додатки, пуцоланові цементи тощо.
З метою зменшення
пилоутворення, зменшують кількість пило утворювальних операцій, технологічні
кожухи з отворами, які щільно закриваються, пе5реходять на закриті силосні
склади.
До найбільш ефективних
апаратів для очищення відхідних газів випалювальних агрегатів відносять
горизонтальні трипольні фільтри. При оптимально підібраному режимі такі
електрофільтри працюють зі ступенем очищення газів 99,3…99,5%. При цьому
кількість газів і пилу, який викидається в атмосферу становить ≤5…10кг/год,
а запилення газів на виході з електрофільтра знаходяться в межах 0,07…0,09г/м3
, що відповідає санітарним нормам. Для зниження запиленості відхідних газів,
наприклад від обертових печей, застосовують раціональні ланцюгові завіси,
зменшують швидкість газів у печі.
Для очищення сушильних
барабанів і млинів набули поширення двоступеневі схеми очищення. Різке зниження
винесення пилу з млинів досягають застосуванням шахтних аспірацій них коробок.
Для утворення нормальних умов
праці всі виробничі приміщення потрібно забезпечити системами штучної та
природної вентиляції. Цьому, великою мірою, також сприяє відсмоктування повітря
з бункерів, зсипників, подрібнювально-помельних механізмів та інтенсивності
пило виділення рекомендують такі об’єми повітря, м3 /год, відсмоктуваної від:
· Щокової і молотової
дробарок 400…8000
· Елеваторів
1200…2700
· Бункерів 500…1000
· Місце завантаження
матеріалів 300…3500
· Пакувальних машин
8000.
Поряд із широким застосуванням
пристроїв, ефективне більш повне використання в технології, наприклад для
сушіння сировини і палива, відхідних газів та надлишкового повітря з
холодильника.
Важливими екологічними завданнями
виробництва в’яжучих матеріалів є комплексне використання сировини, широке
застосування промислових відходів інших галузей промисловості, утилізація уловленого
пилу.
Інтенсивність шуму, який виникає при
роботі багатьох механізмів на підприємствах в’яжучих характеризуються
інтенсивністю, яка перевищує допустиму норму (90 дБ). До заходів щодо зниження
шуму біля робочих місць відносять застосування демпфірувальних прокладок між
внутрішньою стінкою у млинах, сталевих плит гумами, покриття дробарок
шумоізолюючими матеріалами, кожухами.
Всі струмовивідні частини повинні
бути ізольовані, а металеві частини механізмів і апаратів заземлені на випадок
пошкодження ізоляції.
Створення здорових і безпечних умов
праці повинно забезпечуватися подальшим вдосконаленням технологій, повною
механізацією та автоматизацією всіх виробничих процесів.
9. Інтернет - пошук та періодика
Низько енергоємні технології
в’яжучих та бетонів з техногенної сировини.
Найбільш суттєвою частиною
інтегральних енерговитрат на виготовлення бетону є витрати на виробництво
цементу - 200 кг умовного палива на 1 т портландцементу. Усі технологічні
засоби, які спрямовані на економію портландцементу з точки зору
народногосподарської ефективності, слід розглядати як засоби, що спрямовані на
економію енерговитрат.
У комплексі цих засобів особливо
можна виділити введення мінеральних наповнювачів у портландцемент або в бетонні
суміші. Найбільш доцільно використовувати дисперсні техногенні продукти -
кам’яновугільну золу-винос і мікро кремнеземні відходи виробництва феросплавів
та інших матеріалів.
Запропонована ще Белелюбським М. О.
ідея введення в цементні системи дисперсних мінеральних наповнювачів (мікронаповнювачів)
отримала новий розвиток з впровадженням в технологію бетонів
суперпластифікаторів. Сумісне використання наповнювачів і суперпластифікаторів
дає значну економію цементу в бетонах, підвищує їх міцність і поліпшує інші
властивості. Один кілограм мікро кремнезему в бетонах із суперпластифікаторами
дає можливість економити до трьох і більше кілограмів портландцементу. Ефект
наповнювачів у пластифікованих цементних системах із зниженим водовмістом
зумовлений їх активним впливом на умови структуроутворення і синтезу міцності
цементного каменю. Цим впливом можна пояснити ефективність в’яжучих низької
водопотреби, тонкомелених багатокомпонентних цементів, інтенсивної роздільної
технології бетонів.
У багатьох роботах, в тому числі і
наших, показані нові можливості, відкриті різними способами активації
наповнювачів: механіко-хімічним, впливом електричного та магнітного полів,
ультразвуковою обробкою з допомогою іонізуючих випромінювань тощо.
При активації зольного наповнювача
можливе використання його в пластифікованих бетонах разом з мікрокремнеземом.
Істотно підвищується пуцоланова активність і поверхнева енергія наповнювача,
стає можливим одержання мало цементних бетонів класів В15…В25 при витраті
цементу не більше як 200 кг/м3.
Слід переглянути монопольне
використання портландцементу при виготовленні виробів з бетону і залізобетону.
Для таких масових виробів як стінові камені, фундаментні блоки та інше успішно
можуть використовуватись низько енергоємні без клінкерні в’яжучі.
Відомою є ефективність шлаколужних
в’яжучих, для яких, однак, потрібні дефіцитні доменні шлаки. Лужна активація є
ефективним засобом пробудження в’яжучих властивостей у більшості
алюмосилікатних матеріалів, які містять скловидні чи амортизовані фази (золи,
золошлакові суміші, скло бій і керамічний бій, керамзитовий пил, плавлений
базальт тощо).
Можливе істотне підвищення в’яжучих
властивостей вапняково-зольних та вапняково-шлакових в’яжучих за рахунок
попередньої активації зол та шлаків, введення прискорювачів твердіння.
У багатьох випадках перспективною є
сульфатна активація техногенної алюмосилікатної сировини в тому числі і за
допомогою одного з найбільш багатотоннажного відходу промисловості -
фосфогіпсу.
Лужна, вапняна і сульфатна активація
золи-виносу, ваграночних та інших кислих шлаків дозволяє одержувати в’яжучі
марок 200…5000 і на їх основі важкі бетони класів В15…В30, легкі бетони класів
В7,5…В15 та ніздрюваті бетони класів В0,7…В3,5. перспективними є розробки в
галузі без випалювальних фосфогіпсових в’яжучих.
До 70% теплової енергії на заводах
збірного залізобетону витрачається на пропарювання виробів. Один із ефективних
засобів зниження витрати тепла - облік енергетичного потенціалу твердну чого
бетону. Цей потенціал залежить від витрати цементу, його мінералогії, виду добавок.
Наприклад, добавка суперпластифікатора дофен дозволяє збільшити енергетичний
потенціал за рахунок зниження водоцементного відношення і дії сульфату натрію,
який входить до його складу. Внаслідок цього відпускна міцність бетону класів
В15…В25 може бути досягнута через добу при значно м’якших режимах пропарювання,
а в деяких випадках і без теплової обробки.
Істотне підвищення міцності бетонів
при використанні в’яжучих низької водопотреби, мікро кремнеземистих
наповнювачів знижує енергозатрати.
10. Використана література
1. Дворкін Л. Й., Шестаков В.
Л. Проектування підприємств для виробництва в’яжучих матеріалів: Навч.
посібник. - К.: ІЗМН, 1996 - 176 с.
. Пащенко О. О., Сербін
В. П., Сарчевська О. О. В’яжучі матеріали. Київ: Вища школа, 1995р.
. Дворкін Л. Й.
Будівельні матеріали і конструкції. - 1995. - №1
. Методичні вказівки
059-63. До виконання курсового проекту з дисципліни «В’яжучі матеріали».