Рефераты - Афоризмы - Словари
Русские, белорусские и английские сочинения
Русские и белорусские изложения

Разработка технологии агломерации отходов прокатного производства

Работа из раздела: «Производство и технологии»

/

Введение

Оценка современного состояния решаемой научной проблемы. На металлургических предприятиях ежегодно образуется около 9 млн.т железосодержащих отходов (шламы, пыль, отсевы агломерата и окатышей, окалина, варочный шлак и др.). Общие безвозвратные потери металла составляют примерно 0,9 % в год, в том числе от коррозии - 0,5 %, истирания - 0,01 %, неполноты сбора отслужившего металла при его повторном переделе и использования - 0,3 %. В результате от первичного, т.е. выплавленного в каком-либо году из железной руды железа, сохраняется в материальной культуре страны: через 50 лет - 64 %, через 150 лет - 26 %, через 200 лет - 16 %. Поэтому и теперь еще продолжает служить около четверти металла, впервые выплавленного еще в начале прошлого века.

В сталеплавильном производстве Павлодарского региона образуются большое количество отходов в виде окалины с прокатных станов и аспирационная пыль непосредственно из печей (ДСП). Соотношение окалина:пыль - 85: 15. Годовой объем составляет примерно 150000 т в год, и в будущем ожидается увеличение в 3-4 раза. Крупность окалины (90% - фр. 0 - 5 мм) и пыли (100 % - фр. 0 - 0,01 мм) не позволяет использовать их в шахтных печах. Для вовлечения указанных материалов необходимо их предварительно окусковать. Учитывая физико-химические, теплотехнические свойства этих отходов, необходимо разработать оптимальный способ окускования. Для решения указанной задачи направлена тематика данной дипломной работы.

Актуальность дипломной работы. Считается, что отходы производства - признак несовершенства технологии. Поэтому разработка малоотходных технологий в черной металлургии на всех стадиях ее переделов становится главной целью технической политики. Разработка технологии агломерации позволит снизить потребление материальных ресурсов на предприятии, сократить выбросы в окружающую среду, уменьшить объемы образования отходов и себестоимость продукции. Главная цель этой операции состоит в том, чтобы превратить мелкий рудный концентрат в более крупные куски - агломерат, использование которого в доменной плавке обеспечивает формирование слоя шихты хорошей газопроницаемости, что является непременным условием высокопроизводительной работы доменной печи.

Целью и задачей дипломного проектирования являлась разработка технологии агломерации, позволяющая данному виду окускования получить преимущества перед другими видами переработки отходов.

Объектом дипломного исследования является процесс агломерации отходов прокатного производства.

Научная новизна и практическая значимость. Новизной дипломной работы является использование в процессе агломерации окалины с прокатных станов и аспирационной пыли в качестве связующих и добавок.

Практическая значимость. Предложенный процесс агломерации позволяет утилизовать отходы прокатного, сталеплавильного производства, а также вовлечь в металлургическую переработку отходы других производств, содержащие повышенное количество железа: колошниковую пыль доменного цеха, красные шламы глиноземных заводов, пиритные огарки сернокислотных заводов и др.

Теоретическая и методологическая основа. При написании данной дипломной работы было рассмотрено, изучено и использовано большое количество учебно-методической литературы, научных статей и периодических изданий, связанных с тематикой работы.

Практическая база написания дипломного проекта. Практической базой дипломной работы являлась агломерационная установка, смонтированная на территории лаборатории ПГПИ.

1. Литературный обзор

1.1 История возникновения и развития агломерации

агломерация пирог шихта проба

Агломерация как способ окускования был открыт случайно в 1887 г. английскими исследователями Ф. Геберлейном и Т. Хатингтоном в ходе опытов по десульфурирующему обжигу руд цветных металлов на колосниковой решетке. Обжиг проводили следующим образом. На колосниковую решетку насыпали слой горящих кусков кокса или угля, на который затем укладывали слой сульфидной руды. Снизу через решетку подавали воздух от воздуходувки. Проходя через слой топлива, воздух обеспечивал его интенсивное горение. Горячие продукты горения, двигаясь дальше, нагревали расположенный выше слой руды. При температурах 400 - 500°С происходило воспламенение сульфидов. В результате их горения выделялось дополнительное тепло, которое потоком газа переносилось в слой руды, расположенный еще выше. Таким образом, зона горения сульфидов перемещалась в направлении движения газа, проходя последовательно весь слой руды, расположенный на решетке. Обжиг руды осуществлялся без подвода тепла извне - только за счет тепла, выделявшегося при горении сульфидов. «Запальное» топливо (куски раскаленного кокса или угля), расположенное вначале на колосниковой решетке, служило только для воспламенения сульфидов руды самого нижнего слоя.

В ходе исследований выяснилось, что при обжиге руд с высоким содержанием серы выделялось так много тепла и температура поднималась до такого уровня, что происходило приплавление обожженных кусков руды друг к другу. После окончания процесса слой руды превращался в закристаллизовавшуюся пористую массу - спек. Куски раздробленного спека, которые назвали агломерат, оказались вполне пригодными по своим физико-химическим свойствам для шахтной плавки.

Сравнительная простота технологии и высокая тепловая эффективность слоевого окислительного обжига сульфидных руд привлекли внимание специалистов черной металлургии. Появилась идея разработать термический способ окускования железорудных материалов на базе подобной технологии. Отсутствие в железных рудах серы как источника тепла предполагалось компенсировать добавкой к руде мелких частиц углеродистого топлива: угля или кокса. Железорудный агломерат по такой технологии в лаборатории впервые был получен в Германии в 1902 - 1905 гг.

Первой промышленной установкой для производства агломерата был котел Геберлейна - коническая стальная чаша, на некотором расстоянии от днища которой была закреплена колосниковая решетка, а в днище имелся патрубок для подвода дутья от воздуходувки. Процесс осуществлялся по схеме, аналогичной описанной выше для окислительного обжига сульфидных руд, с той только разницей, что в данном случае источником тепла для размягчения и частичного плавления рудных зерен были горящие частички угля или кокса. На находящийся, на колосниковой решетке, слой из кусков раскаленного твердого топлива засыпали тонким слоем агломерационную шихту - смесь мелкой влажной руды с частичками коксика. После этого включали дутье, и подогретый в слое горящего на колосниковой решетке топлива газ поднимался вверх, воспламеняя и сжигая содержащееся в шихте топливо в нижнем слое спекаемого материала. Когда зона горения доходила до поверхности (а это замечалось прямым наблюдением - поверхность раскалялась) загружался следующий слой агломерационной шихты. После этого выключали вентилятор, опрокидывали котел и вручную разбивали полученную глыбу агломерата на более мелкие куски.

В России первые 6 котлов Геберлейна были введены в эксплуатацию в 1906 г. на Таганрогском заводе, а в 1914 г. - еще 5 чаш на Днепровском металлургическом заводе.

Одновременно в эти же годы велись работы по созданию альтернативных аглоустановок, лишенных серьезных недостатков котлов Геберлейна: низкой производительности, тяжелого физического труда рабочих. Были разработаны конструкции агломерационных чаш со значительно лучшими технологическими характеристиками. Эти установки находились в эксплуатации на металлургических заводах несколько десятков лет. В 1914 - 1918 гг. на Днепровском заводе была построена аглофабрика с прямоугольными (стационарными) чашами системы Гриневальта, а в 1925 г. на Гороблагодатском руднике (на Урале) - фабрика с 28 круглыми чашами (диаметром 2,3 м) шведской фирмы AIB. Принципиально агломерационный процесс в чашах шел так же, как и в котлах Геберлейна. Отличие состояло в том, что была уменьшена толщина спекаемого слоя до 250 - 300 мм, а самое главное, дутьевой режим был заменен на вакуумный - воздух в слой засасывался сверху благодаря создаваемому вентиляторами разрежению под колосниковой решеткой. Поэтому зажигание (воспламенение частичек твердого топлива шихты) также производилось сверху. В круглых чашах для этого на поверхность уложенной в чашу шихты засыпался слой «запального топлива» (смесь древесной стружки, опилок, частичек угля или коксика). В прямоугольных чашах зажигание осуществляли с помощью передвижных зажигательных горнов с газовыми горелками.

Для полноты картины следует упомянуть, что в 20 - 30 гг. 20 столетия агломерацию железных руд осуществляли еще на одном типе установок - в трубчатых вращающихся печах (Полизиуса). Подробнее об устройстве и работе агломерационных чаш и вращающихся печей можно познакомиться в [1 - 3].

Поскольку каждая из упомянутых агломерационных установок обладала теми или другими существенными недостатками (один из самых серьезных - низкая производительность), ни чаши, ни трубчатые печи не получили широкого распространения в металлургии. Прорыв в области окускования руд был сделан двумя американскими инженерами А. Дуайтом и Р. Ллойдом, которые в 1906 г. разработали конструкцию, а в 1911 г. ввели в эксплуатацию первую конвейерную агломерационную машину непрерывного действия. Процесс спекания руд шел по тому же принципу, что и в котлах Геберлейна или в чашах - тепло, необходимое для оплавления рудных зерен, выделялось при слоевом сжигании частичек твердого топлива в результате просасывания воздуха через шихту, уложенную на колосниковую решетку. Успех в быстром и широком распространении агломерации как главного способа окускования железорудных материалов был предопределен очень удачной конструкцией агломерационной машины. Площадь спекания первой агломерационной машины Дуайта-Ллойда была 8,1 м2 (при ширине ленты 1,05 и длине 7,7 м); суточная производительность 140 т агломерата при спекании колошниковой пыли. За прошедшие 90 лет неизмеримо выросли размеры агломерационных машин - площадь спекания увеличилась до 600 м2 и более; суточная производительность достигла 15000 - 18000 т агломерата. Изменились марки сталей, из которых изготовляются различные детали машин, но принципиальное устройство машин осталось без изменения.

Конвейерная агломерационная машина в соответствии с рисунком 1.1 состоит из следующих основных частей: спекательных тележек - палет (днище которых представляет колосниковую решетку с зазорами 5 - 6 мм), перемещающихся по направляющим - стальным рельсам; вакуум-камер (обеспечивающих вакуум под колосниками палет); привода (состоящего из большого зубчатого колеса диаметром 4 - 6 м, приводимого во вращение электродвигателем).

Рисунок 1.1 - Схема конвейерной агломерационной машины: 1 - вакуум-камера; 2 - спекательные тележки - палеты; 3 - хвостовая часть машины; 4 - привод; 5 - загрузочное устройство; 6 - зажигательный горн; 7 - дробилка агломерата; 8 - пылеуловитель; 9 - вентилятор-эксгаустер; 10 - труба

Работает машина следующим образом. Медленно вращающееся колесо в головной части машины захватывает зубцами подкатившуюся внизу тележку и поднимает ее на верхнюю ветвь направляющих, где она прижимается к предыдущей, толкает ее и через нее - все остальные палеты, находящиеся на рабочей ветви машины. При этом последняя тележка в хвостовой части машины переходит на круговой участок направляющих и далее - на «холостую» ветвь машины, имеющую небольшой уклон к головной ее части. Тележка подхватывается зубчатым колесом, поднимается вверх, и цикл повторяется. При подходе к загрузочному устройству палета заполняется шихтой и проходит под зажигательным горном, где осуществляется воспламенение топлива шихты в поверхностном слое. В течение времени, пока тележка находится на рабочей ветви машины, через слой шихты непрерывно просасывается воздух (под действием разрежения в вакуум-камерах, который создает эксгаустер). Скорость движения палет подбирается такой, чтобы за время перемещения тележки от зажигательного горна до последней вакуум-камеры зона горения - формирования агломерата - прошла сверху вниз весь слой (толщиной 200 - 400 мм). При опрокидывании палеты в конце машины происходит ее освобождение от образовавшегося агломерационного спека.

Руководство металлургической промышленностью в Советском Союзе уделяло серьезное внимание развитию агломерации. Головной организацией по координации работ в области агломерации был определен Ленинградский институт «Механобр». В 1925 г. была проведена I Всесоюзная конференция по обогащению и агломерации железных руд; в 1932 г. - II конференция, на которой было принято решение о строительстве агломерационных фабрик с использованием машин Дуайта-Ллойда. Первая фабрика с ленточными машинами была построена на Керченском металлургическом заводе в 1930 г. Затем в 1932 - 1936 гг. были введены в эксплуатацию аглофабрики: Мундыбашская (в Сибири), Камыш-Бурунская (в Керчи), Макеевская (в Донбассе), Магнитогорская (на Урале). Начиная с 50-х гг. агломерационные фабрики комплектуются машинами площадью спекания 75 м2. В 60-х гг. началось производство агломерационных машин площадью спекания 312 м2 (таблица 1.1)

Начавшаяся на УЗТМ в 80-х гг. разработка проекта агломерационной машины площадью спекания 600 м2, к сожалению, так и не была закончена.

Одновременно с увеличением мощности агломерационных машин совершенствовалась технология агломерации на основе исследований советских и зарубежных ученых-агломератчиков. Большой вклад в развитие теории агломерационного процесса внесли немецкий ученый Г. Вендеборн (впервые правильно изложил принципиальную схему теплообмена в слое при агломерации просасыванием); украинский ученый С. Т. Ростовцев (вопросы зажигания, газодинамики слоя, химико-минералогических превращений в спекаемом материале); уральский проф. В. Я. Миллер (один из пионеров разработки теории и технологии производства офлюсованных агломератов, впервые раскрыл зональную структуру спекаемого слоя и связал ее с распределением температур по высоте слоя; исследовал поведение при агломерации сульфидной, сульфатной серы; занимался вопросами формирования макроструктуры спека, кинетики химико-минералогических процессов в агломерируемом слое). Н. М. Бабушкиным в соавторстве с В. Н. Тимофеевым и Ф. Р. Шкляром впервые разработана математическая формулировка и решена комплексная задача тепло- и массообмена в слое агломерируемой шихты, а также в сплошном и насыпном слое охлаждающегося агломерата. Существенно расширили и углубили представления об агломерационном процессе работы Е. Ф. Вегмана и Т. Я. Малышевой (химико-минералогические превращения); А. А. Сигова (раскрывшего закономерности поведения влаги при агломерации; много внимания уделившего изучению процессов горения топлива, теплообмена, окислительно-восстановительных процессов; впервые получившего истинный состав продуктов горения твердого топлива в агломерируемом слое); В. М. Витюгина (исследовавшего механизм и кинетику грануляции тонкодисперсных материалов); Е. Войса и С. Г. Братчикова (изучавших закономерности горения твердого топлива и теплообмена в слое); С. В. Базилевича (показавшего влияние разнообразных факторов на прочность агломерационного спека и гранулометрический состав агломерата); Г. В. Коршикова (одного из наиболее активных исследователей агломерационного процесса второй половины прошлого века).

Таблица 1.1 - Техническая характеристика агломерационных машин СССР

Параметр

Тип машины

КЗ-50

АКМ-75

АКМЗ-85/160

АКМ7 -312

Ширина палеты, м

2,0

2,5

2,5

4,0

Длина рабочей части, м

25

30

64

78

Площадь просасывания, м2

50

75

85 (75)

312

Количество вакуум-камер

13

15

17(15)

26

Число палет

70

80

151

130

Мощность эл. двигателя привода, кВт

11

13

32

85

Скорость движения палет, м/мин

1,4 - 4,4

1,5 - 4,5

1,5 - 6,0

1,5 - 7,5

Примечания

1. Максимальная высота спекаемого слоя 0,3-0,35м;

2. Разрежение, создаваемое эксгаустерами, 10-12 кПа;

3. Для машины АКМ3-85/160 общая площадь просасывания 160 м2, в том числе на участке охлаждения спека - 75 м2 (15 вакуум-камер).

Изучением агломерационного процесса в СССР занимались коллективы многих научных лабораторий: Днепропетровского металлургического института (в 30-е гг. под рук. С.Т. Ростовцева, а в 60 - 70-е гг. под рук. Г.Г. Ефименко); Ленинградского института «Механобр» (А.М. Парфенов); Московского института стали и сплавов (под рук. Е.Ф. Вегмана и Ю. С. Карабасова); Липецкого политехнического института (Г.В. Коршиков); Киевского «Института газа» (под рук. А.А. Сигова); института «ДонНИИЧЕРМЕТ» (Ф.Ф. Колесанов). Особенно большая концентрация научных сил была на Урале - в г. Свердловске: Институт черных металлов (рук. В.Я. Миллер); институт «Уралмеханобр» (рук. Д.Г. Хохлов); ВНИИМТ (Н.М. Бабушкин); Уральский политехнический институт (рук. В.И. Коротич). Имея в виду, что работы велись также в лабораториях Нижне-Тагильского и Магнитогорского металлургических комбинатов, можно утверждать, что к 70-м гг. 20 века сложилась «уральская школа агломератчиков», особенностью которой был научный подход к изучению процесса агломерации.

В последние годы особенно заметный вклад в раскрытие фундаментальных основ агломерации внесли представители этой школы В.П. Пузанов и Л.И. Каплун.

Наиболее значительные результаты многолетних экспериментальных и теоретических разработок В.П. Пузанова нашли отражение в двух монографиях: «Газодинамика агломерационного процесса» (в которой приведена наиболее совершенная на настоящее время методика расчета газодинамических параметров спекаемого слоя и аглоустановки) и «Структурообразование из мелких материалов с участием жидких фаз», где предпринята попытка поставить на глубокую научную основу отдельные вопросы большой проблемы - образование искусственных структур из мелких материалов: смешивание и окомкование шихт, уплотнение гранул, формирование пористых агломерационных спеков, а также окатышей - процессов, идущих при активном участии жидких фаз (воды или расплавов).

Блестящий экспериментатор Л.И Каплун с помощью оригинальных установок и методик сумел получить уникальные данные и вскрыть или уточнить закономерности процессов по важнейшим проблемам агломерации: горения топлива, химико-минералогических превращений в твердых фазах, плавления агломерационной шихты; изучить физико-химические свойства железистых агломерационных расплавов и определить их роль в формировании химико-минералогической и физической структуры агломератов, детально изучить характер окислительно-восстановительных процессов при агломерации железорудных материалов.

Успехи современного агломерационного производства были бы невозможны без использования в практике предложений ряда отечественных инженеров и ученых по совершенствованию технологии производства агломерата.

Одним из серьезных достижений советских специалистов-агломератчиков была разработка технологии производства офлюсованного агломерата высокого качества.

Использование в доменной плавке в качестве флюса «сырого» (необожженного) известняка требует повышенного расхода кокса - для компенсации значительного эндотермического эффекта диссоциации карбоната CaCO3 = CaO + CO2 - Q. Поэтому доменщики с давних пор искали способ вынести из доменной печи этот процесс.

Первые упоминания об использовании в доменной плавке обожженной извести взамен известняка относятся к началу 19 в. В «Горном журнале», 1836 г., т. III, с. 195, имеется сообщение о неудовлетворительной работе доменной печи уральского (Каменского) завода при использовании в шихте извести. Это было связано не только с сильным пылением при загрузке и тяжелыми условиями труда рабочих и с большим уносом извести из печи с колошниковым газом, но и с тем, что при такой замене экономического эффекта практически не добились. Дело в том, что в верхних частях печи CaO извести взаимодействует с CO2 газа (появляющимся в результате восстановления оксидов железа), и вновь образуется карбонат CaCO3.

Принципиально проблема была решена в 1935 г. работами Н.Н. Круглова и И.В. Распопова, которые отмечали [4], что «если вести речь об употреблении в доменной печи обожженной извести, то надо предложить такой способ ее приготовления, который удовлетворял бы следующим основным требованиям:

- обожженная известь должна храниться на открытом воздухе без того, чтобы происходило ее гашение и рассыпание в порошок;

- обожженная известь не должна в верхних горизонтах доменной печи насыщаться углекислотой.

Представляется весьма вероятным, что этим требованиям можно будет удовлетворить, если обжиг известняка вести в агломерационной чаше, смешав его предварительно с мелкой железной рудой. В этом случае, образующаяся при высоких температуpax, окись кальция будет давать химические соединения с кремнекислотой, глиноземом и окислами железа, в результате чего получится агломерат с основной пустой породой». Эта идея производства «ожелезненной извести» путем агломерирующего обжига была подтверждена лабораторными опытами. Авторы получили агломерат с основностью 7 хорошего качества.

Первые промышленные опыты по производству офлюсованного агломерата и его проплавки в доменной печи были проведены в 1936 г. на Днепродзержинском металлургическом заводе по инициативе С. Т. Ростовцева. Из-за очень плохого качества агломерата (содержавшего более 50 % мелочи), обусловленного использованием в агломерационном процессе очень крупного известняка (до 25 мм), результаты этой непродолжительной опытной плавки оказались неудовлетворительными: ход доменной печи был крайне неустойчивым, с частыми подвисаниями и осадками.

Руководство металлургической промышленностью СССР после этой неудачной плавки поручило группе исследователей разработать технологию производства качественного «самоплавкого» - офлюсованного с основностью 1,2-1,4 агломерата. В качестве опытной базы был выбран лучший в то время Магнитогорский металлургический комбинат.

Как полагали исследователи [5], в результате плавки такого агломерата удастся:

- улучшить процесс шлакообразования в доменной печи;

- уменьшить удельный объем шихтовых материалов, м3/т чугуна;

- увеличить скорость восстановления за счет уменьшения содержания в доменном газе CO2 (от разложения известняка);

- уменьшить потери тепла с колошниковым газом (благодаря снижению его количества);

- в конечном счете получить экономию горючего (кокса).

В 1939 г. сначала лабораторные исследования, а затем работа на промышленных агломерационных лентах показали принципиальную возможность получения офлюсованного агломерата I и II сортов. Одним из главных условий технологии было ограничение верхнего предела крупности кусочков известняка 6 мм.

Опытная плавка полученного агломерата (50 % агломерата в рудной части шихты) в июле - августе 1939 г. дала положительный результат: ход доменной печи был ровным; уменьшились колебания химического состава чугуна; увеличилась производительность печи, и снизился расход кокса. Такие же положительные результаты были получены в ходе второй опытной плавки в 1941 г.

Работы по совершенствованию технологии производства офлюсованного агломерата и использованию его в доменной плавке были возобновлены на ММК после Великой Отечественной войны, в соответствии с рисунком 1.2 [6].

Рисунок 1.2 - Динамика развития производства офлюсованного агломерата и его использования в доменной плавке на ММК

С 50-х гг. прошлого столетия офлюсованный агломерат начали производить и другие металлургические заводы СССР, а затем и аглофабрики зарубежных стран.

В этот же период на агломерационных фабриках СССР нашел широкое распространение способ интенсификации процесса спекания путем подачи на машины предварительно подогретой до 60 - 70°С шихты. Этот способ, предложенный В. В. Виноградовым [7], оказался весьма эффективным: производительность агломашин возрастала на 20-50 %.

С 60-х гг. прошлого века на аглофабриках СССР, и в первую очередь Украины, с успехом начали применять еще один способ интенсификации аглопроцесса - введение в шихту обожженной извести (до 3 - 5 %). Активную роль в этом сыграл Н.З. Плоткин, который разработал несколько конструкций обжиговых установок.

С 1955 г. в мировой металлургии в промышленных масштабах начали использовать новый метод окускования тонких железорудных концентратов - производство окатышей. При проплавке окатышей в доменных печах США удельный расход кокса сократился, а производительность печей увеличилась почти вдвое. Благодаря активной рекламной кампании, которую развернули фирмы-разработчики технологии и изготовители оборудования фабрик по производству окатышей, у многих металлургов, в том числе и у руководителей Министерства черной металлургии СССР, сложилось впечатление, что окатыши обладают неоспоримыми преимуществами перед агломератом. В МЧМ СССР было принято решение, что стратегическим направлением развития подотрасли подготовки железорудного сырья к доменной плавке является интенсивное строительство фабрик по производству окатышей с постепенным сокращением, а в конечном счете с полной ликвидацией агломерационного производства. Любые попытки ученых и производственников в 60-х гг. прошлого века дать объективную оценку новому способу окускования решительно пресекались. Замалчивались результаты лучшей работы ряда доменных печей Японии на хорошо подготовленном офлюсованном агломерате по сравнению с проплавкой окатышей (неофлюсованных). Из текста статьи [8], опубликованной в 1964 г. редакцией журнала, подведомственного МЧМ, были исключены ссылки на результаты экспериментов, согласно которым окатыши в ходе восстановления разрушались почти в два раза сильнее, чем агломераты. Результаты такой тенденциозной технической политики не замедлили сказаться. Вскоре после начала использования в доменной плавке на ММК окатышей ССГОК пришлось аварийно останавливать доменные печи по причине интенсивного износа засыпных аппаратов и огнеупорной кладки, обусловленного значительным повышением содержания пыли в доменном газе из-за сильного разрушения окатышей в ходе доменной плавки.

Последовавший за этими событиями объективный анализ показал, что окатыши не являются «абсолютно» лучшим видом окускованного рудного сырья. Они обладают рядом существенных недостатков по сравнению с агломератом: во-первых, окатыши невозможно получать из относительно грубых концентратов, а дополнительное измельчение до необходимой крупности (0,05 мм) значительно удорожает концентрат; во-вторых, как уже отмечалось, окатыши сильнее агломерата разрушались в ходе восстановительных процессов; в-третьих, чрезвычайно трудно технологически получать окатыши повышенной (до 1,4 - 1,5) основности; в-четвертых, при работе доменных печей только на окатышах возникают определенные затруднения из-за ухудшения газопроницаемости слоя и развития процессов шлакообразования [9].

Главным достоинством агломерации является универсальность - процесс спекания идет достаточно успешно с использованием рудных материалов в широком диапазоне по крупности (от 0 до 10 мм); допустимы некоторые отклонения от оптимальных параметров по влажности шихты, содержания в ней твердого топлива и др.

Несомненным преимуществом окатышей перед агломератом является их хорошая «транспортабельность»: они мало разрушаются в ходе железнодорожных или морских перевозок. Таким образом, целесообразно окускование тонкого рудного концентрата производить путем производства окатышей в том случае, когда горно-рудный комбинат (с обогатительной фабрикой) находятся на значительном удалении от металлургического завода.

К настоящему времени у металлургов сформировалось твердое мнение, что агломерация и производство окатышей - не конкурирующие, а дополняющие друг друга методы окускования. При этом преимущество по масштабам производства и применения в плавке остается за агломерацией - 60 - 70 %. В соответствии с рисунком 1.3 представлена динамика развития производства агломерата и окатышей в СССР и России.

Рисунок 1.3 - Динамика развития производства агломерата в СССР, России, США, Японии

Агломерация - термический процесс окускования мелких материалов (руды, рудных концентратов, содержащих металлы отходов и др.), являющихся составными частями металлургической шихты, путем их спекания с целью придания формы и свойств (химического состава, структуры), необходимых для плавки. Спекание происходит непосредственным слипанием отдельных нагретых частиц шихты при поверхностном их размягчении либо в результате образования легкоплавких соединений, связывающих частицы при остывании агломерируемого продукта. Тепло, необходимое для спекания, получается от горения углеродистого топлива, прибавляемого к агломерируемому материалу, либо от окисления сульфидов, если агломерации подвергаются сернистые рудные концентраты. На практике агломерация чаще всего осуществляется на колосниковых решётках, с просасыванием воздуха сверху вниз сквозь лежащую на решётке шихту. При этом происходит последовательное горение топлива в лежащих один под другим её слоях. Шихта должна быть максимально однородной. Для равномерного окисления горючего в процессе спекания и получения прочного и пористого агломерата соответствующего химического состава требуется, чтобы шихта обладала необходимой газопроницаемостью, что зависит в первую очередь от размера зёрен и степени начального увлажнения [10].

Основные исходные материалы агломерации: мелкая сырая руда (8 - 10 мм) и её концентрат, а также топливо (коксовая и антрацитовая мелочь до 3 мм), флюс (известняк и доломит до 3 мм), в отдельных случаях - мелкие отходы (колошниковая пыль, окалина и др.). Конечный продукт - агломерат. Более 95 % агломерата используется в чёрной металлургии; в цветной металлургии агломерат применяется в алюминиевом, никелевом и свинцовом производствах. Промышленное производство агломерата освоено в начале 20 в. США.

Агломерация включает: подготовку шихты (дозировка отдельных компонентов, смешивание, увлажнение и окомкование), спекание подготовленной шихты на агломерационных машинах, обработку горячего спека (дробление, рассев с удалением кусков до 5 - 10 мм, охлаждение до 100°С, сортировка). Процесс спекания тесно связан с работой узлов и агрегатов, обеспечивающих подготовку сырых материалов для агломерации. Поэтому первостепенное значение имеет стабилизация основных входных параметров процесса (усреднение и дозировка материалов, химический состав, влажность и т.д.), которые открывают пути к комплексной автоматизации агломерационного процесса [11]. Агломерация осуществляется на агломерационных фабриках, в состав которых входят склады для усреднения и хранения запасов шихтовых материалов, приёмные бункера, отделения для измельчения кокса и известняка (иногда и обжига известняка), шихтовое, спекательное и обработки готового агломерата в соответствии с рисунком 1.4.

На современных агломерационных фабриках приём сырья, дозировка и подготовка шихты, укладка её на агломерационные машины, а также обработка готового агломерата полностью механизированы и в значительной степени автоматизированы [12].

Руда, концентрат, колошниковая пыль, а также другие добавки, не требующие дробления, подаются в шихтовое отделение из приёмных бункеров или со склада конвейерами. Коксовая мелочь и известняки поступают в отделение измельчения, а затем в шихтовое отделение. Сюда же направляется возврат (мелочь, отсеянная от готового агломерата). Шихтовое отделение оборудовано бункерами, ёмкость которых обеспечивает работу агломерационных машин в течение 8 - 10 часов. Из шихтовых бункеров заданные количества каждого из компонентов шихты дозировочными питателями выдаются на сборный конвейер, который передаёт шихту в барабаны первичного смешивания и затем в бункера шихты агломерационных машин, расположенные в спекательном отделении. Перед загрузкой на агломерационную машину шихта подвергается вторичному смешиванию, увлажнению и частичному окатыванию в окомковательных барабанах.

Рисунок 1.4 - Технологическая схема агломерационной фабрики: 1 - конвейер для подачи шихтовых материалов со склада или из приёмных бункеров; 2 - бункера шихтового отделения; 3 - конвейер; 4 - весы; 5 - смесительный барабан; 6 - бункера шихты спекательного отделения; 7 - бункера топлива; 8 - смеситель-окомкователь; 9 - бункер постели; 10 - распределитель-укладчик шихты; 11 - агломерационная машина; 12 - эксгаустер; 13 - горн; 14 - камера горячего воздуха; 15 - дробилка; 16 - грохот; 17 - охладитель; 18 - приёмные бункера возврата; 19 - дымососы; 20 - мультициклоны; 21 - дымовая труба; Г - газ; ГВ - горячий воздух; П - материал для защиты колосников от действия высокой температуры (постель); В - возврат

При разгрузке с машины агломерат дробится и сортируется с удалением из него мелочи (возврата), вновь используемой в шихте. Затем агломерат охлаждается и сортируется. Отходящие газы через газовый тракт и газоочистительное устройство отсасываются эксгаустером и через дымовую трубу удаляются в атмосферу.

1.2 Обзор существующих технологий

Агломерация на комбинированном топливе - с дополнительным обогревом спекаемого слоя, нагретым воздухом или пламенем газовых горелок, установленной на первой трети длины аглоленты непосредственно за зажигательным горном (разработана В. Шумахером в 1916 г., Германия). Улучшается качество верхней части пирога агломерата. Возможна замена части дефицитной коксовой мелочи дешевым газовым топливом [13].

Агломерация под давлением - агломерация с подачей сжатого воздуха сверху к спекаемому слою (предложена В. В. Лизуновым в 1929 г.). Резкое увеличение скорости фильтрации воздуха позволяет интенсифицировать горение твердого топлива и теплопередачу, повышая производительность аглоустановки (при 2 ат. над слоем) в 8 - 10 раз. Обеспечивается возможность спекания слоев шихты высотой до 1,5 м. Процесс отработан в лабораторных условиях: существует несколько проектов конвейерных и карусельных машин для спекания под давлением. Недостатком метода являются высокие энергетические затраты на сжатие подаваемого к аглоустановке дутья;

Агломерация с пульсирующим вакуумом - агломерация с ритмическим изменением вакуума для турбулизации движения газового потока в спекаемом слое (предложена А. Харитоновым в 1967 г.). В горловины вакуум-камер устанавливают вращающиеся «мотыльки», изменяющие сечения прохода газов с частотой 1,5 - 4 Гц. Производительность установки увеличивается на 8 - 10 %, объем вредных выбросов снижается на 30 %;

Двухзонная агломерация - технология агломерации руд, предложенная А. П. Николаевым (1929 г.), заключается в укладке на колосниковую решетку слоя шихты и его зажигании газовой горелкой, затем в укладке верхнего слоя шихты и его зажигании, что позволяет осуществить одновременное движение двух зон горения твердого топлива и увеличить производительность установки. В действительности нижняя зона горения, получая сверху газы, содержит лишь 3 - 4 % O2, гаснет из-за нехватки кислорода. Дополнительное обогащение воздуха кислородом до более 40 % O2, предложенное Е.Ф. Вегманом (1968 г.), увеличивает производительность установки в 3 - 3,5 раза.

Кислородная агломерация - агломерация с подачей к спекаемому слою обогащенного кислородом воздуха. Первые опыты проведены Е. Войсом и Р. Уайддом в 1952 г. (Англия). Применение кислорода вместо воздуха при однозонном спекании увеличивает производительность аглоустановки в два раза, а при двухзонном - в 3 - 3,5 раза. Степень использования кислорода 70 - 80 %, что позволяет получать качественный агломерат при экономии коксовой мелочи.

1.3 Цель агломерации

Агломерация является заключительной операцией в комплексе мероприятий по подготовке железных руд к доменной плавке. Главная цель этой операции состоит в том, чтобы превратить мелкий рудный концентрат в более крупные куски - агломерат, использование которого в доменной плавке обеспечивает формирование слоя шихты хорошей газопроницаемости, что является непременным условием высокопроизводительной работы доменной печи [14].

Доменная плавка высокой интенсивности возможна при большом количестве сгорающего в горне доменной печи кокса, что, с одной стороны, ведет в выделению большого количества тепла, а с другой - к образованию в нижней части печи свободного пространства (благодаря газификации твердого кокса), куда опускается столб доменной шихты. Хорошая газопроницаемость шихты нужна для того, чтобы большой объем образующихся при горении кокса газов успевал проходить через межкусковые каналы слоя при относительно небольших перепадах давления газа между горном и колошником (150 - 200 кПа на высоте слоя шихты 20 - 25 м).

Зависимость между потерями давления газа в слое (?р) и количеством движущегося в печи газа (для удобства анализа выраженного через скорость -wr, м3/м2·с), а также другими параметрами газа и слоя определяется по формуле

(1.1)

где Н - высота столба шихты;

dэкв - эквивалентный (средний) размер кусков шихты;

е - межкусковая пористость слоя (порозность);

сг - плотность газа;

л - эмпирический коэффициент.

Из формулы (1.1) следует, что повышение wr при сохранении постоянным ?р возможно при увеличении размеров кусков шихтовых материалов dэкв. Между тем концентраты, получающиеся в настоящее время при обогащении железных руд, представлены частицами 0,1 мм и меньше. Такие мелкие рудные материалы непригодны для непосредственного использования в плавке. Столб шихты высотой 20 м, сложенный из частиц такой крупности, практически непроницаем для газа. А если подобные пылевидные частицы и попадают в печь, то уже при скорости 0,5 м/с выносятся из нее потоком восходящего газа.

Из изложенного с очевидностью вытекает необходимость предварительного окускования мелких рудных материалов. По данным практики, оптимальные размеры кусков шихты составляют 20 - 40 мм, что удовлетворяет как требованиям газодинамики доменной плавки, так и условиям высокой скорости теплопередачи между газом и шихтой и интенсивному развитию гетерогенных процессов восстановления оксидов железа [15].

Из трех возможных способов окускования: а) брикетирования; б) агломерации и в) производства окатышей наиболее распространена агломерация, обладающая рядом существенных преимуществ перед двумя другими.

Агломерация (от лат. agglomerare - присоединять, прибавлять) в широком смысле - объединение в единое целое однородных частей. В более узком значении - применительно к металлургии - это процесс формирования агломерата - закристаллизовавшейся пористой массы из рудных частиц в результате их частичного плавления и последующего быстрого охлаждения.

Наряду с окускованием как главной целью при агломерации, протекающей при относительно высоких температурах (1300 - 1400 °С), идут и другие физико-химические процессы [16], улучшающие качество железорудного сырья:

- разложение гидратных и карбонатных соединений;

- удаление из руд большей части серы (окислением до SO2и SO3).

Агломерация позволяет вовлечь в металлургическую переработку отходы других производств, содержащие повышенное количество железа: окалину прокатных и кузнечных цехов, колошниковую пыль доменного цеха, красные шламы глиноземных заводов, пиритные огарки сернокислотных заводов и др.

2. Описание технологического процесса

2.1 Общая схема агломерационного процесса методом просасывания

Типичная шихта, идущая на производство железорудного агломерата, состоит из следующих компонентов:

1) мелкий железорудный материал, как правило, концентрат;

2) измельченное топливо - кокс (фр. 0 - 3 мм), содержание в шихте 4 - 6 %;

3) измельченный известняк (фр. 0 - 3 мм), содержание до 8 - 10 %;

4) возврат - некондиционный агломерат от предыдущего спекания (фр. 0 - 8 мм), содержание 25 - 30 %;

5) железосодержащие добавки - колошниковая пыль из доменных печей, окалина прокатных цехов, пиритные огарки сернокислотного производства и др. (фр. 0-3 мм), содержание до 5 %.

Отдозированные в заданном, заранее рассчитанном соотношении компоненты перемешивают, увлажняют (для улучшения окомкования) и после окомкования без уплотнения загружают на колосниковую решетку слоем 300-400 мм. Затем включают нагнетатель - вентилятор, работающий на отсос. Под колосниковой решеткой создается разрежение, благодаря которому в слой вначале засасывается поток горячих горновых газов, обеспечивающих «зажигание» шихты, т. е. нагрев поверхностного слоя примерно до 1200 °С (в течение 1,5 - 2,0 мин). Поступающий затем в слой в остальное время, процесса атмосферный воздух обеспечивает интенсивное горение частиц кокса шихты. В зоне максимальных температур (1400 - 1450 °С) происходит частичное плавление рудных зерен, их слипание, а затем в ходе последующей кристаллизации образуется пористая структура - агломерационный спек [17].

В каждый момент времени происходит воспламенение нагретых до 700 - 800°С частичек топлива в слое шихты, примыкающем к нижней границе зоны горения. Одновременно заканчивается горение частиц топлива на верхней границе зоны горения.

Структура агломерируемого слоя, сущность протекающих в отдельных зонах процессов могут быть определены более детально в соответствии с рисунком 2.1, на котором представлены результаты прерванного примерно на середине спекания.

Как видно, определяющей зоной является горизонт с максимальной температурой - зона плавления - зона формирования агломерата (2). Выше этой зоны находится слой пористого агломерационного спека (1). В расположенной ниже зоне интенсивного нагрева (3) происходит быстрый нагрев спекаемого материала - со скоростью до 800 град/мин. и такое же быстрое охлаждение продуктов горения. Выходя из этой зоны, газ с температурой 300 - 400°С попадает во влажную шихту - образуется зона сушки (4). В этой зоне газ охлаждается до 50 - 60°С и покидает ее насыщенным парами воды. В расположенной ниже холодной шихте (15 - 20°С) газ охлаждается, становится пересыщенным, и часть паров воды в этой зоне конденсации (6) в виде капелек осаждается на комочках шихты, увеличивая их влагосодержание. Так как скорость движения зоны конденсации в несколько раз больше скорости перемещения по слою зоны сушки, между этими зонами со временем образуется слой переувлажненной шихты (5). При этом быстро уменьшается толщина слоя исходной шихты (7) [18].

Рисунок 2.1 - Структура агломерируемого слоя и распределение температур в отдельных его зонах

«Развертка агломерационного процесса во времени» - по длине машины представлена в соответствии с рисунком 2.2.

Рисунок 2.2 - Схема расположения отдельных зон в продольном сечении агломерируемого слоя

Как видно, общее время агломерации можно разбить на три периода: начальный, когда формируются основные зоны спекаемого слоя (в этот период осуществляется зажигание аглошихты, примерно за это же время происходит переувлажнение всего слоя шихты); основной период, когда тепловой и газодинамический режимы стабилизировались, и происходит перемещение по слою зон формирования агломерата, интенсивного нагрева, сушки; заключительный, в течение которого последовательно «выклиниваются» все зоны спекаемого слоя, на ленте остается только охлаждающийся агломерационный спек [19]. Процесс считается законченным, когда зона формирования агломерата дойдет до колосников спекательных тележек. При вертикальной скорости спекания 20 мм/мин слой шихты толщиной 300 мм превращается в агломерат за 15 мин.

Современный агломерационный процесс относится к типу слоевых, когда проходящий через слой спекаемых рудных материалов воздух выполняет две главные функции: поставляет кислород для обеспечения горения частичек твердого топлива шихты и осуществляет перенос тепла из одного элементарного слоя в другой. В связи с этим высокие технико-экономические показатели агломерационного процесса могут быть достигнуты только при интенсивном поступлении воздуха в спекаемый слой. Между тем, агломерационные шихты, содержащие пылевидные железорудные концентраты (с размером частиц < 0,1 мм) обладают очень высоким газодинамическим сопротивлением. Поэтому обязательной подготовительной операцией является «окомкование» шихт - процесс формирования гранул размером 2 - 8 мм. Слой такой окомкованной, хорошо газопроницаемой, шихты позволяет достичь высоких скоростей движения газового потока (до 0,5 - 0,6 м/с) при относительно небольших перепадах давлений над и под слоем (10 - 15 кПа).

Одной из характерных особенностей агломерации железорудных материалов является интенсивный тепло- и массообмен в слое шихты благодаря ее высокой удельной поверхности (30 - 50 см2/см3). Именно этим объясняется относительно небольшая высота (по 15 - 40 мм) зон плавления, интенсивного нагрева, сушки, конденсации [20]. Следствием этой особенности процесса является небольшое время пребывания каждого элементарного объема спекаемого материала при высоких температурах - 1,5 - 2,0 мин. Поэтому технологи должны обеспечить такие условия процесса (крупность частиц компонентов шихты, скорость движения газа в слое и др.), чтобы за это небольшое время успели пройти основные химико-минералогические и физические процессы, обеспечивающие получение агломерата требуемого качества: выгорание углерода и серы, диссоциация карбонатов, нагрев рудных частиц до температур плавления, их слипание и др.

Второй особенностью процесса агломерации является возникновение неоднородного температурного поля в объеме спекаемого материала. Из-за точечного распределения частичек топлива в шихте очаги горения-плавления чередуются с участками материала (шихты или спека), находящимися в твердом состоянии. В результате локальной усадки расплавленного материала в очаге горения образуются поры размером 3 - 10 мм. Благодаря этой особенности сохраняется пористая достаточно газопроницаемая структура слоя в зоне существования расплавов. Дополнительные поры возникают при выделении газов от горения углерода, серы, диссоциации карбонатов, восстановления оксидов железа и др.

Третья особенность агломерации заключается в том, что горение частиц топлива в слое происходит в условиях двойной регенерации тепла: воздух, поступающий в зону горения, предварительно подогревается до 1000 - 1100 °С в слое охлаждающегося спека, а топливо (и остальная часть шихты) перед воспламенением нагреваются до 700 - 800 °С потоком горячих газов, выходящих из зоны горения. В течение примерно 80 % времени спекания выходящий из слоя газ имеет температуру 50 - 60 °С. Это значит, что основное количество тепла от зажигания и горения углерода твердого топлива шихты остается внутри слоя и участвует в теплообменных процессах [21].

Еще одна положительная особенность агломерации железорудных материалов состоит в том, что в результате частичного восстановления оксидов железа в зоне умеренных температур значительно снижаются температуры плавления таких восстановленных материалов - на 150 - 200 °С, благодаря чему существенно сокращается потребность в тепле на процесс - это позволяет снизить содержание топлива в шихте при сохранении достаточно высокой прочности агломерата. Указанное выше делает агломерацию методом просасывания исключительно эффективным процессом с точки зрения теплотехнических показателей: при содержании углерода в шихте всего 3 - 5 % удается нагревать спекаемый материал до 1400 - 1450 °С.

Шихтовые материалы агломерации. Шихту для производства агломерата составляют из следующих основных компонентов: концентрата, железной руды, флюса, топлива и возврата агломерата. Дополнительно в шихту вводят различные отходы производства: колошниковую пыль, доменные и сталеплавильные шламы, прокатную окалину и др., являющиеся дешевыми заменителями железной руды.

При агломерации используют железные руды и концентрат, а также иногда марганцевые руды. Руды представляют собой совокупность различных минералов. Минералы, содержащие добываемый металл называются рудными. Железные руды классифицируются по типу рудного металла.

Деление железных руд на группы зависит также от состава пустой породы: кремнистой (SiO2), магнезиальной (MgO) и глиноземистой (Al2O3). Дополнительно выделяются руды с самоплавкой пустой породы, они имеют природную основность CaO / SiO2 = 0,6 - 1,1, что позволяет проводить доменную плавку без применения основного флюса.

При агломерации используют твердое топливо (коксовую мелочь, антрацитовый штыб, тощие угли, и др.), жидкое (мазут) и газообразное (коксовый, доменный и природный газы).

Для процесса спекания используют коксовую мелочь, тощий уголь, антрацитовый штыб и другие.

Основные флюсы (известняк и доломит) вводят в агломерат для получения заданной основности. Использование офлюсованного агломерата позволяет вывести из состава доменной шихты сырой известняк, что положительно влияет на ход доменной плавки и значительно снижает расход кокса [22]. Экономия кокса составляет 20 - 30 кг на каждые 100 кг известняка, выведенные из состава доменной шихты.

Отходы металлургического производства (пыль, шламы, окалину и др.) целесообразно использовать при агломерации.

Складирование и усреднение сырых материалов. Аглофабрики получают сырье от горно-обогатительных фабрик по железной дороге. Вагоны разгружают вагоноопрокидователями роторного и башенного типа непосредственно в приемные бункеры фабрики или в рудную траншею. Затем материалы поступают на накопительные и усреднительные склады открытого и закрытого типов.

Складирование материалов проводят, во-первых, для создания запасов сырья с целью обеспечения бесперебойной работы аглофабрики; во-вторых, для усреднения шихтовых материалов.

Химический, минералогический и гранулометрический составы руд и концентратов, поступающих на аглофабрики, непостоянны. Использование в доменной печи сырья с большими колебаниями состава вызывает необходимость вести плавку с избытком топлива во избежание расстройства хода печи. Для доменной плавки необходимо обеспечить колебания содержания железа в агломерате не более 0,3 - 0,5 % от заданного.

Усреднение рудных компонентов осуществляют на усреднительных складах аглофабрик. Цель усреднения - получение агломерата с минимальными колебаниями химического состава. Усреднение достигается послойной укладкой материалов в штабель с последующим забором их с торца штабеля. Штабеля можно укладывать тремя способами:

1) рудно-грейферным перегружателем;

2) конвейером с движущейся разгрузочной тележкой (автостела);

3) напольным штабелеукладчиком.

Для каждого сорта складируемого материала организуется не менее двух штабелей: один - формируемый, другой - расходуемый. Руду из штабеля забирают рудно-грейферным краном, экскаватором или напольной усреднительной установкой [23].

Дробление и грохочение сырых материалов. Известняк и топливо, поступающие на аглофабрику, имеют крупность, превышающую необходимую для успешного спекания агломерата. Крупность известняка и топлива должна составлять не более 3 мм. Содержание класса > 3 мм не должно превышать 3 % для известняка и 5 % для топлива, причем для топлива количество класса 0 - 0,5 мм должно быть минимальным. Поэтому возникает необходимость дробления известняка и топлива. Тонкий железорудный концентрат (< 0,074 мм), мелкая аглоруда (< 8 мм) не нуждаются в дроблении.

Дробление - процесс уменьшения размера кусков твердого материала до определенной крупности.

Степенью дробления называется отношение крупности материала к его крупности после дробления.

Дробление выполняют следующими способами: раздавливанием, истиранием, раскалыванием, ударом и сочетанием перечисленных выше способов.

Дозирование компонентов шихты. Составляющие аглошихты после усреднения, измельчения и грохочения попадают в бункеры шихтового отделения. Бункеры бывают различной конфигурации: прямоугольные, цилиндрические, конические, параболические.

Находящиеся в шихтовых бункерах материалы выгружаются на сборный конвейер с помощью дозирующих устройств. Основное назначение операции дозировки - обеспечить получение агломерата заданного качества с постоянными физико-химическими свойствами.

Точность дозировки компонентов аглошихты - необходимое условие высокой производительности агломашины и хорошего качества агломерата. Большое влияние на процесс дозировки материалов из бункеров оказывает непрерывность опускания материала в бункера.

Непрерывность нарушается при зависании материала и свободообразование в бункере, должна обеспечиваться рациональная конструкция бункеров и т. д.

Для выгрузки материалов из бункеров служат питатели различных типов: тарельчатые, вибрационные, ленточные и др.:

1) Материал высыпается из бункера на вращающуюся тарель (диск) питателя, откуда скребком сбрасывается на конвейер, производительность зависит от числа оборотов тарели и положения скребка;

2) Электровибрационный питатель состоит из лотка, четыре пружинных амортизаторов-подвесок и прикрепленного к лотку электровибрационного привода, который имеет ряд преимуществ: отсутствие вращающихся и поступательно движущихся трущихся деталей, подшипников и смазки, минимальный расход электроэнергии благодаря работе в околорезонансном режиме, возможность амортизации.

Все компоненты дозируются в соответствии с расчетом аглошихты. Существует два способа дозирования: объемный и весовой. Объемный основан на том, что необходимое количество материала разгружается через отверстие определенного поперечного сечения. Скорость истечения через отверстие в значительной мере зависит от влажности, гранулометрического состава пластический и других свойств, которые могут меняться по высоте бункера, из которого материал выгружается. Весовой способ обеспечивается весовыми дозаторами, состоящими из транспортирующего и падающего материал устройства и сблокированного с ним взвешивающего механизма, а также системы приборов, автоматически регулирующих работу механизмов дозатора по обеспечению заданной величины расхода [24].

Смешивание и окомкование шихты. Задачей смешивания, увлажнения и окомкования является получение однородной аглошихты определенного гранулометрического состава, характеризующейся высокой газопроницаемостью в процессе спекания.

Смешивание компонентов шихты необходимо проводить для обеспечения их однородного распределения по всему объему шихты, в первую очередь частиц топлива, иначе во многих микрообъемах шихты не окажется твердого топлива, что приведет к получению неоднородного и непрочного агломерата. Окомкование осуществляют для укрупнения пылевидных классов шихты.

Смешивание лучше происходит при сухой шихте. Однако сухая шихта не комкуется, поэтому необходимо введения в ее состав влаги. Вода создает капиллярные силы, стягивающие мельчайшие частички в гранулы.

Основным агрегатом, в котором проводят смешивание и окомкование шихт служит вращающийся барабан.

Увлажнение шихты. Основным назначением увлажнения является улучшение окомкования шихты, поэтому в смесительный барабан вводят лишь небольшое количество влаги для предотвращения пыления шихты. Наиболее рациональной является следующая схема: максимально возможное с точки зрения транспортабельности шихты количество воды подают на последней трети длины смесителя, что обеспечивает перераспределение влаги по всей массе шихты и увеличивает время окомкования. Оставшуюся воду (из общего необходимого количества) подают на первой трети окомкователя. Возможны два режима подачи воды: капельно-струйное и тонкое распыление. Предпочтительней второй тип орошения, осуществляемый через форсунки, эвольветные сопла, пневмомеханические форсунки.

3. Экспериментальная часть

3.1 Описание конструкции лабораторной агломерационной установки

Исследования проводились на агломерационной установке, смонтированной на территории лаборатории ПГПИ. Установка состоит из следующих основных частей:

1) агломерационной чаши;

2) пылеуловителей;

3) вакуумного насоса (эксгаутер);

4) контрольно-измерительной аппаратуры;

5) газопровода и дымовой трубы.

В распоряжении лаборатории имеются две агломерационные чаши цилиндрической формы с внутренними диаметрами 205 и 410 мм. Высота стенок чаши позволяет спекать шихту при высоте слоя до 400 мм. Колосниковые решетки чугунные с круглыми отверстиями диаметром 5 мм и живым сечением 15 %.

По высоте аглочаши и в ее днище имеются штуцера, используемые для замера разрежения и температуры на различных горизонтах спекаемого слоя шихты, а также отбора проб газа.

Отсасывание продуктов горения производится через проходящую ниже колосниковой решетки чаши полую цапфу. Опрокидывание агломерационной чаши при выгрузке агломерата происходит без разъединения фланцев газопровода при помощи установленного на газопроводе поворотного механизма с паранитовой прокладкой [25].

Грубая очистка отходящего газа от пыли производится в пылеуловителе циклонного типа, основные параметры которого - диаметр и высота цилиндрической части - соответственно равны 800 и 900мм. При необходимости для улавливания тонкой пыли последовательно после циклонного пылеуловителя можно установить пылеуловитель с рукавными фильтрами, имеющий 7 мешков изготовленных из шерсти «ЧШ». Общая площадь мешков составляет ~ 4 м2.

Установка оснащена вентилятором высокого давления (ВВД-8). Вентиляторы смонтированы в газопроводном тракте последовательно. При одновременной работе они способны создавать под колосниковой решеткой аглочаши разрежение до 1000 мм вод. ст. при 1950 об/мин. На практике при спекании одной и той же шихты в чашах с диаметрами 205 и 410 мм максимальный вакуум создаваемый вентиляторами соответственно равен 1400 и 600 мм вод. ст. Привод вентиляторов: электродвигатель во взрывобезопасном исполнении мощностью 16 кВт и 1450 об/мин каждый. Передача осуществляется через упруго-втулочную муфту.

Газопровод и выхлопная труба изготовлены из цельнотянутой стальной трубы, имеющей внутренний диаметр 104 мм. Контрольно-измерительная аппаратура установки состоит из:

1) Хромель-алюмелевой термопары с милливольтметром для измерения температуры отходящего газа, спай термопары помещен в центре газопровода на расстоянии 200 мм от аглочаши;

2) Платинородий-платиновой термопары с милливольтметром для измерения температуры внутри слоя шихты;

3) Сдвоенной диафрагмы, установленной на участке газопровода;

4) Контрольно-самопишущего прибора;

5) Пылеуловителей и вентиляторов (в соответствии с рисунком 3.1) и водяного манометра для определения количества продуктов горения. Для пересчета количества продуктов горения на Н/м3 перед диафрагмой установлена хромель-алюмелевая термопара, которой замеряется температура проходящего через диафрагму газа;

6) Шести водяных манометров для замера величин разрежения под колосниковой решеткой и на различных горизонтах спекаемой шихты;

7) Автоматических газоанализаторов типа МКГ-2 на О2, ОА-2109 на СО и ГЭУК-21 на СО2;

8) Напорной трубки (трубки Пито), установленной около диафрагмы, и микроманометра типа ММН для определения количества продуктов горения (напорная трубка используется периодически, как контролирующий прибор).

3.2 Подготовка сырых материалов и отбор проб

Подлежащие испытанию материалы, подвергались рассеву до заданной крупности (0 - 10, 0 - 5, 0 - 3, 0 - 1 мм) на щековой и валковой дробилке при одновременном отсеивании и возвращении надрешетного продукта на додрабливание. Таким образом, через сита с заданным размером ячейки прошел весь материал подлежащий испытанию [26].

После этого, для усреднения, вся технологическая проба высыпается в один конус (путем засыпки отдельных порций на вершину его разворачивается в кольцо и перелопачивается. Эта операция «конус-кольцо» повторяется 3 раза, после чего материал снова засыпается в конус, а конус разворачивается в круг, и производилось квартование (сокращение) с целью выделения средней пробы для ситового и химического анализов, определения температуры размягчения и прочего.

Примечание - Сокращение технологической пробы материала может производиться на делителе. В зависимости от крупности кусков материала подбирается соответствующий делитель. Ширина канала делителя должна быть не менее 3d кусков в материале.

Величина пробы для химического анализа зависит от максимальной крупности кусков в пробе и равномерности распределения компонентов в том или ином материале [27].

Рисунок 3.1 - Агломерационная установка: 1 - аглочаша; 2 - колпак; 3 - диаграмма для замера расхода воздуха; 4 - прибор для записи расхода воздуха; 5 - циклон; 6 - вакуумный насос; 7 - электродвигатель; 8, 9 - термопары (ППР; ХА); 10 - шибер регулировки расхода воздуха; 11 - манометр разряжения вакуума; 12 - самописец (КПС);13 - милливольтметр

К материалам со сравнительно высокой равномерностью распределения компонентов относятся: концентраты, агломераты, известняки, зола кокса. К средним по равномерности распределения компонентов - магнитные и красные железняки, доломиты. И к материалам с высокой неравномерностью распределения компонентов - бурые железняки, угли.

(3.1)

где q - вес пробы в кг;

k - коэффициент равномерности распределения компонентов в материале;

k = 0,06 и 0,2 (соответственно для равномерных и неравномерных материалов);

d - максимальный диаметр зерна в пробе, мм.

Таблица 3.1 - Вес пробы материала (в кг) в зависимости от его равномерности и крупности

Максим. диаметр зерна, мм

Весьма равномерный материал

Неравномерные средние материалы

Весьма неравномерные с крупной вкрапленностью

20

10

8

5

3

2

1

15

4

2,5

1,2

0,45

0,20

0,06

40

10

6

2,5

0,9

0,4

0,1

160

35

20

7

2,5

0,9

0,18

В соответствии с данными вышеприведенной таблицы исходная величина пробы на химические анализы от всей технологической пробы материала при сокращении квартованием составит, кг:

Таблица 3.2 - Химический анализ от всей технологической пробы при сокращении квартованием

Вид материала

Для материала крупностью

Агломерат, концентрат, коксик, известняк

Доломит, руда, уголь

- 12 мм

- 6 мм

- 3 мм

- 2 мм

10

2,5

0,900

0,400

35

7

2,5

0,9

После этого исходная проба подвергается измельчению в дисковом истирателе и последующему сокращению квартованием до 200 гр. (для полного химического анализа) и 50 г (для неполного химического анализа).

Примечание - Компоненты, на которые необходимо делать химические анализы указываются в бланке заказа ответственным исполнителем.

Проба на ситовый анализ отбирается в количестве: для материала крупностью:

- 12 мм - 50 кг;

- 6 мм - 30 кг;

- 3 мм - 20 кг;

- 2 мм - 10 кг.

Гранулометрический состав материалов крупностью более 1 мм определяется по ГОСТ 27562-87. От фракции - 1 мм квартованием получают 500-300 г материала, гранулометрический состав которого определяют на «Ротабе». Результаты по гранулометрическому составу заносятся в таблицу 3.3.

Таблица 3.3 - Гранулометрический состав

Материалы

Содержание фракций крупностью (в мм),%

12-

6

6-

3

3-

2,5

2,5-

1,6

1,6-

1,25

1,25-

1,0

1,0-

0,8

0,8-

0,25

-

0,25

До проведения опытов с материалами определяются их насыпные веса в т/м3 ГОСТ 25732-88 (материалы брать с их естественной влажностью или высушенные при 120 °. Влажность в обоих случаях указывать) [28].

3.3 Определение оптимального состава шихты

Лабораторные опыты делятся на ряд серий, каждая из которых преследует определенную цель: выяснение оптимального содержания в шихте какого-либо компонента (влаги, топлива, возврата), а при установленном составе шихты - выяснение воздушного режима спекания и высоты слоя с целью получения максимальной производительности аглоустановки по удовлетворяющему требованиям доменной плавки агломерату.

При проведении исследовательских работ оптимальная влажность устанавливается по максимальной начальной газопроницаемости шихты. В качестве характеристики газопроницаемости используются величины разрежения под колосниковой решеткой и количества просасываемого через шихту воздуха.

Состав шихты при определении оптимальной влажности задается из расчета получения агломератов той или иной степени офлюсования:

Неофлюсованная:

- 85-75 % руды;

- 15-25 % возврата;

- 4-4,5 % коксика (от веса сухой шихты).

Офлюсованная:

- Руда;

- Известняк;

- Возврат 20-35 %;

- 4-4,5 % коксика (от веса сухой шихты).

Смешение и окомкование шихты производится в барабане, ось вращения которого служит диагональю продольного осевого сечения цилиндра. Время смешения сухой шихты 2 мин. Время окомкования (после добавления влаги) 3 мин.

Перед загрузкой в чашу определяется насыпной вес шихты с помощью специльного цилиндра емкостью 0,005 м3. Насыпной вес, а именно его изменение, характеризует степень окомкования, что в известной мере определяет газопроницаемость шихты [29]. Степень окомкования (б) может быть выражена по формуле

% (3.2)

где б - степень окомкования, %;

гнас - насыпной вес сухой шихты до увлажнения, т/м3;

г - насыпной вес сухой шихты после увлажнения, т/м3.

После определения насыпного веса шихта загружается в чашу 500 мм, на колосниковую решетку которой предварительно кладется металлическая сетка с размером ячейки 0,8?0,8 мм, чтобы не забивались отверстия решетки. Высота слоя при каждой загрузке сохраняется постоянной и равной 500 мм.

После загрузки шихты включаются эксгаустеры и фиксируют установившееся разряжение и перепад давлений на диафрагме, затем эксгаустеры выключаются.

Заключение об оптимальном содержании топлива делается исходя из удельной производительности аглоустановки и прочности агломерата. Результаты заносятся в таблицу 3.4

Таблица 3.4 - Заключение процесса агломерации

Топливо

Барабан,

Выход

Скорость

Уд.

Содержа-ние

Восстановимость,

%

%

годного, %

спекания,

мм/мин

произв-ть,

т/м2 час

FeO в агломерате, %

%

Примечание - Оптимальный расход топлива должен выбираться с учетом возможных колебаний его расхода в производственных условиях.

3.4 Возврат

Роль возврата состоит в том, что он разрыхляет шихту, улучшая ее газопроницаемость и условия спекания, и повышает производительность аглоустановки до определенного предела его расхода в шихту.

Поэтому основное внимание при определении оптимального расхода возврата в шихту обращается на разряжение под колосниковой решеткой и удельную производительность. Для выявления оптимального расхода возврата в шихту спекания должны проводиться при постоянном, близком к оптимальному, расходе топлива и оптимальной влажности шихты [30]. Результаты спекания заносятся в таблицу 3.5

Таблица 3.5 - Результаты спекания

Расход возврата

Р, мм вод. ст.

Скорость спекания,

мм/мин

Удельная

производительность, т/м2·час

Восстановимость,

%

3.5 Высота слоя

Для определения оптимальной высоты слоя проводится ряд спеканий с различной высотой слоя каждое. Оптимальной высоте слоя соответствует максимальная удельная производительность, зависящая от выхода годного агломерата и вертикальной скорости спекания.

3.6 Составление, смешение и увлажнение шихты

Исходные данные для расчета шихты:

1) Расход топлива, %;

2) Расход возврата, %;

3) Расход известняка, кг/кг;

4) Влажность шихты, %;

5) Вес сухой шихты, кг.

Расход известняка соответствует степени офлюсования агломерата и рассчитывается по следующим формулам

А = (3.3)

где А - потребная добавка известняка, процент к шихте без известняка;

k - заданная основность агломерата;

a1, a2, …a - содержание У(СаО + MgO) в компонентах шихты, %;

b1, b2, …b - содержание (Al2O3 + SiO2) в компонентах шихты, %;

ax - содержание (СаО + MgO) в известняке, %;

bx - содержание (Al2O3 + SiO2) в известняке, %.

Или по формуле И.М. Архипова

А = (3.4)

где k - заданная основность;

a - содержание (SiO2 + Al2O3) в шихте без известняка, %;

b - содержание (СаО + MgO) в той же шихте, %;

c - содержание (SiO2 + Al2O3) в известняке, %;

d - содержание (СаО +MgO) в известняке, %.

По формуле из книги Д.Г.Хохлова и А.П.Якобсона «Производство офлюсованного агломерата» [31]

Q , (3.5)

где Q - потребный расход известняка по отношению к весу сухой рудной шихты, кг/кг;

k - заданная основность агломерата;

CaOш и SiO2ш - содержание соответственно СаО и SiO2 в рудной шихте, %;

CaOф и SiO2ф - содержание СаО и SiO2 в известняке, %;

0,4 - постоянная величина, учитывающая СаО и SiO2 вносимые топливом.

Для расчетов количества известняка в шихту предпочтительней пользоваться формулой (3.5), как наиболее простой.

Перед составлением шихты необходимо определить влажность исходных сырых материалов, так как при хранении влажность их, особенно известняка и коксика, может изменяться в широких пределах. Практически это осуществляется путем своевременного отбора проб на влажность из каждого ящика перед забором из него материала в шихту.

Материалы следует хранить в ящиках или ларях с крышками.

Материалы текущей работы следует хранить только в помещении лаборатории во избежание попадания в них атмосферной влаги.

3.7 Определение влажности материалов

Проба на влажность отбирается из разных точек ящика (или ларя) в количестве 1,0 - 1,5 кг. После перемешивания проба сокращается до 150 - 180 г и насыпается в коробочку из белой жести или стаканчик и тотчас взвешивается на малых технических весах с точностью до 0,02 г.

При взвешивании следует руководствоваться известными правилами:

- перед взвешиванием определить нулевое положение стрелки при ее качании;

- равновесие коромысла при взвешивании определяется так же по качанию стрелки;

- не допускается установка гирек на ту чашку весов, где лежит навеска;

- брать коробочку (стакан) с навеской можно только чистыми руками;

- необходимо следить, чтобы на наружной поверхности ее не было прилипших частиц материала, которые могут отвалиться при подсушке и исказить результаты определения влажности;

- весы должны быть чистыми и накрыты чехлом;

- гирьки необходимо брать пинцетом [32].

Пример расчета и набора шихты. Обозначения:

- Руда - Р кг, и р, %;

- Возврат - В кг, и в, %;

- Влага - W, л, и w, %;

- Известняк - U, кг и u, кг/кг руды;

- Коксик - К, кг и к, %;

- Шихта рудная - ШР, кг;

- Шихта сухая - ШС, кг;

- Шихта влажная - Шw, кг.

Примечание - Индексы «в» или «с» (пример Рс и Рв) означает соответственно: влажный и сухой.

Задано: расход сухих материалов:

- Шр, кг;

- к, %;

- w, %;

- вс, %;

- u, кг/кг руды и влажность материалов:

- wр, wк, wu

Пример

- ШР - 16 кг;

- к - 4% от веса сухой шихты;

- w - 7,5% от веса влажной шихты;

- в - 15% от рудной части;

- u - 0,35 кг/кг руды;

- wр - 1,8 %;

- wu - 0,2 %;

- wk - 1,0 %.

Подставив данные значения в формулу (3.6), рассчитаем количество возврата

В = кг (3.6)

- 10 - 5 мм - 2,4 · 0,5 = 1,2 кг;

- 5 - 3 мм - 2,4 · 0,2 = 0,48 кг;

- 3 - 0 мм - 2,4 · 0,3 = 0,72 кг.

Далее используя полученные значения рассчитаем Рс, Uс, Кс по формулам (3.7), (3.8), (3.9)

Рс = кг (3.7)

Uс = ШР-В-Рс = 16-10,08-2,4 = 3,52 кг (3.8)

Кс = кг (3.9)

Аналогично рассчитаем Рв, Uв, Кв по формулам (3.10), (3.11), (3.12)

Рв = (3.10)

Uв = (3.11)

Кв = (3.12)

Таким образом получаем величины Шс и Шв, соответственно равные 16,667 кг и 16,827 кг

Подставив данные значения в формулу (3.12), рассчитаем количество влаги

W = л (3.12)

Отсюда следует:

Шw = 18,02 кг

Набор компонентов шихты производится в их естественном состоянии, следовательно, используются величины соответствующие Рв, Uв, Кв.

Для исключения влияния на результаты опытов гранулометрического состава возврата, он (состав) выдерживается в опытах одной серии постоянным. Практически это решается введением в шихту определенного количества возврата различной крупности (10-5 мм, 5-3 мм, 3-0 мм):

- 10 - 5 мм - 50 %;

- 5 - 3 мм - 20 %;

- 3 - 0 мм - 30 %.

Для этого возврат крупностью 0 - 8 мм, полученный после выделения годного агломерата по ГОСТ 25471-82 (менее 8 мм после сбрасывания с высоты 2 м на стальную плиту) разделяется на виброгрохоте на 3 указанных выше класса. Недостающие количества этих классов восполняются соответствующими классами мелкого агломерата после испытания его в барабане.

Примечание - При проведении опытов получения офлюсованного агломерата нельзя пользоваться возвратом, полученным при спекании неофлюсованного агломерата. Для этого необходимо провести специальное спекание на возврат соответствующей шихты.

Взвешивание компонентов шихты производится на почтовых весах с точностью до 0,01кг. Небольшие навески коксика желательно взвешивать на чашечных технических весах с точностью взвешивания 0,02 г.

Применяемая для взвешивания тара должна взвешиваться так же с указанной точностью. Вес тары должен проверяться перед каждым взвешиванием во избежание ошибки от изменения веса тары [33].

Взвешенные компоненты шихты загружаются в смеситель и тщательно (в течение 2 минут) перемешиваются без добавления влаги. Увлажнение шихты производится с помощью специального приспособления расчетным количеством воды, после перемешивания воды шихты всухую без остановки барабана. Затем в течении 3 минут шихта окомковывается.

Вода отмеряется большим мерным цилиндром емкостью 1 литр с точностью 2 - 3 см3. Исходя из опыта, следует добавлять некоторое количество влаги сверх расчетного для восполнения потерь ее при приготовлении шихты.

3.8 Оптимальное содержание влаги в шихте

Увлажненная и перемешанная шихта из комкающихся руд должна быть в виде комочков с минимальной крупностью от 0,5 до 2 - 3 мм, не слипающихся между собой, и не содержать неокомкованных пылеватых частиц. При избытке влаги комочки увеличиваются в размерах, блестят с поверхности и слипаются между собой.

Шихта из некомкующихся руд (например, магнетитовых концентратов), после увлажнения и перемешивания с оптимальным содержанием влаги превращается в бесформенные мелкие окатыши, но не содержит неокомкованных пылеватых частиц. При сжатии в руке шихта образует комок, который сохраняет приданную ему форму и разрушается лишь после нажатия пальцем. При избытке влаги на ладони остается грязь, при недостатке комок шихты, образующийся при сжатии, рассыпается.

Если визуально оптимальная влажность достигается при количествах воды меньше расчетного (за эти следует внимательно следить), то остаток неиспользованной воды следует тщательно замерить и после этого по разности определить количество фактически израсходованной воды.

Если перемешивание сухой шихты производится на металлическом листе, то при увлажнении следует следить за тем, чтобы увлажнение производилось равномерно по всей поверхности рассыпанной слоем шихты и чтобы вода из лейки не распылялась за пределы слоя шихты во избежание ее потерь.

3.9 Отбор пробы определения влажности шихты и содержания углерода

Тотчас, после окомкования шихты и выгрузки ее из смесителя отбирается из разных мест проба на влажность в стаканчик в количестве 150 - 180 г и немедленно взвешивается на технических весах. Затем проба помещается в сушильный шкаф, в котором находится до достижения постоянного веса (3 - 4 часа при 130-140 ?C).

Влажность определяется по формуле

, (3.13)

где w - влажность шихты, %;

Pнач - начальный вес пробы с тарой, г;

Pкон - конечный вес с тарой, г;

Pст - вес тары, г.

В случае необходимости из высушенной пробы приготовляется проба для химического анализа. С этой целью она измельчается на дисковом истирателе до 0,5 мм, после чего сокращается до 50 г. Половина этого количества (полученная квартованием) истирается до 200 мм, а вторая половина хранится как дубликат.

Примечание - Определенная высушиванием пробы влажность считается фактической.

3.10 Загрузка шихты в агломерационную чашу

Необходимо иметь в виду, что перед загрузкой шихты в аглочашу, последняя должна иметь постоянную для всех опытов температуру стенок и колосниковой решетки, что достигается путем охлаждения их водой после выгрузки пирога. Это обеспечит проведение всех опытов при постоянных условиях.

Перед загрузкой шихты в чашу на колосниковую решетку равномерным слоем толщиной 15 - 20 см наносится постель в количестве:

- для чаши O 370 мм - 2,7 кг;

- для чаши O 205 мм - 0,8 кг.

Постель готовится дроблением агломерата, оставшегося после разделки пробы для хим. анализа (фр. 8 - 10 мм.).

Загрузка спекаемого материала в чашу производится вручную совком, которым шихта равномерно рассыпается по сечению чаши. Не допускается сыпать шихту в центр аглочаши, т.к. при этом крупные кусочки шихты будут скатываться к стенкам чаши, что создаст здесь зону с хорошей газопроницаемостью и приведет к интенсивному ходу спекания на периферии.

По окончании загрузки шихта тщательно разравнивается специальным шаблоном, соответствующим заданной высоте слоя шихты в аглочаше. Лишняя шихта удаляется (срезается) совочком. Количество загруженной шихты в чашу определяется по разности начального и конечного значений шихты с тарой.

Загрузку должен производить один и тот же работник, который в соответствии с показателями процесса спекания в чаше должен своевременно вносить изменения в приемы загрузки (при недопеке в центре, например, стараются уплотнить шихту у стенки, что достигается поддержанием более высокого уровня шихты у стенок по сравнению с центром аглочаши во время загрузки).

На выровненную поверхность шихты наносится смесь зажигания, которая приготавливается из коксика крупностью 0 - 2,5 мм и древесных опилок, слегка увлажненных с целью улучшения газопроницаемости слоя зажигательной смеси [34].

Смесь коксика и опилок разравнивается совком, после чего на нее укладывается слой древесных стружек.

Количество коксика и опилок для зажигания определяется опытом по спеченности верхнего слоя шихты. Для неофлюсованных агломератов количество коксика в зажигательной смеси составляет примерно 1 % от веса шихты; при производстве офлюсованных агломератов может быть несколько больше (в зависимости от степени офлюсования шихты).

Для более равномерного воспламенения поверх древесной стружки накладывается небольшое количество бумаги.

3.11 Пуск аглоустановки и ведение процесса спекания

После окончания загрузки шихты в чашу и проведения всех подготовительных работ пускаются эксгаустеры. Через 1 - 1,5 мин, когда установится постоянное разрежение под колосниковой решеткой и перепад давлений на диафрагме, производится зажигание, (следует помнить, что просос воздуха до воспламенения снижает влажность шихты особенно в верхней части слоя).

Бумага зажигается одновременно в нескольких местах.

За начало спекания принимается момент достижения максимума температуры, показываемой платинородий-платиновой термопарой, горячий спай которой лежит на поверхности шихты под слоем зажигательной смеси. Это наиболее точный, но сложный способ, и его следует рекомендовать лишь при проведении наиболее ответственных опытов. В повседневной работе начало процесса спекания определяется следующим образом: через короткий промежуток времени после зажигания (15 - 20 сек) вся поверхность шихты равномерно разгорается, резко повышается разрежение под колосниковой решеткой, слышится характерное потрескивание. Момент достижения максимального разрежения под колосниковой решеткой при зажигании можно принимать за начало спекания, ибо это соответствует появлению жидкой фазы в верней части пирога.

Окончание процесса спекания определяется по наибольшей температуре отходящих газов и резкому падению вакуума. Это свидетельствует о том, что зона горения дошла до колосниковой решетки, и раскаленные продукты горения, не встречая на своем пути холодной шихты, которой они должны бы передавать тепло, отсасываются с наибольшей температурой. Температура отходящего газа измеряется хромель-алюмелевой термопарой, вставленной в пустотелую цапфу аглочаши.

Одновременно с повышением температуры отходящих газов происходит заметное падение вакуума под колосниковой решеткой, так как воздух в этом случае просасывается через хорошо газопроницаемый агломерат, не встречая сопротивления жидкой фазы. Следует заметить, что по одному падению вакуума под колосниковой решеткой нельзя с достаточной точностью определить конец спекания.

Более надежным показателем конца спекания служит момент достижения максимальной температуры на горизонте, разделяющем шихту от постели, по оси агломерационной чаши. Температура в этом случае замеряется ППР - термопарой, вставленной через штуцер в днище чаши и колосниковую решетку. Установка термопары через стенку чаши исказит процесс измерения температуры в слое до достижения максимума (из-за искривления зоны горения при спекании).

Контроль процесса спекания осуществляется путем измерения и регистрации через каждые полминуты или минуту после начала спекания следующих параметров:

1) Температуры отходящих газов;

2) Разрежения под колосниковой решеткой, измеряемого водяным манометром в мм вод. ст.;

3) Перепада давлений на диафрагме с помощью водяного манометра;

4) Температуры газов у диафрагмы, измеряемой с помощью ХА-термопары.

Помимо указанных величин в некоторых опытах (по указанию ответственного исполнителя) производятся замеры разрежения и температуры на различных горизонтах слоя шихты, а так же производится отбор проб для газового анализа. Частота измерения этих величин в каждом случае оговаривается особо.

Примечание - При проведении спекания обязательно охлаждение циклонного пылеуловителя с целью конденсации в нем смолы, получающейся при зажигании шихты стружкой, и влаги, унесенной газом из шихты. В противном случае смола конденсируется на диафрагме и лопатках эксгаустеров, изменяя характеристики последних.

3.12 Выгрузка пирога агломерата и его разделка

Спустя 2 минуты после начала понижения температуры отходящих газов при выключенных эксгаустерах (или перекрытом газопроводе) чаша с помощью специального приспособления опрокидывается, и пирог агломерата вываливается в железный противень, вес которого известен и перед каждым опытом проверяется. Продукт спекания взвешивается на почтовых весах с точностью.

После остывания (через 8 - 12 часов) весь спеченный материал сбрасывается с высоты 2 м на металлическую плиту (на особой установке) и подвергается рассеву на вибростенде на классы, мм:

< 75 мм, 75 - 50; 50 - 25; 25 - 10; 10 - 5; 5 - 3; 3 - 1; < 1мм.

Сбрасывание полученного агломерата с указанной высоты производится по аналогии с агломерационной машиной с тем лишь отличием, что в данном случае сбрасыванию подвергается холодный агломерат.

Количество агломерата классом более 10 мм (или > 25 мм) полученное после сбрасывания, отнесенное к весу всего продукта спекания (после выгрузки из чаши) в процентном соотношении, представляет собой «выход годного агломерата».

Часть спеченного материала (классом < 10 мм) после рассева идет в возврат; из годного агломерата отбирается характерный образец (или 2 образца) весом до 0,5 кг для петрографического анализа. При выборе образца следует иметь в виду, чтобы он представлял в основном среднюю по высоте часть пирога. Следует избегать преимущественного попадания в образец подошвы пирога с постелью, а также верхней менее спекшейся части пирога.

Часть годного агломерата (классом > 25 мм) в количестве 20 кг подвергается испытанию в стандартном барабане для испытания агломерата на прочность, который имеет диаметр в свету 1000 мм, ширину 600 мм и 3 полки внутри барабана, расположенные под углом в 120 ° друг к другу, высотой 250 мм. Скорость вращения барабана равна 20 об/мин, время испытания 5 минут, всего 100 оборотов [35].

После испытания агломерат при использовании реверса выгружается из барабана и подвергается рассеву на вибростенде на следующие классы, мм:

> 75 мм, 75 - 50; 50 - 25; 25 - 10; 10 - 5; 5 - 3; 3 - 1; менее 1 мм.

Выходы классов более 10 мм (Х, %) и 0-0,5 мм (X1,%) отнесенные к весу пробы для испытания (15 кг) являются основными принятыми показателями прочности агломерата на удар и на истирание соответственно.

В том случае, если для испытания в барабане не имеется 20 кг агломерата крупнее 25 мм, испытанию подвергается имеющееся количество агломерата крупнее 25 мм.

От всего годного агломерата отбирается проба на химический анализ и восстановимость. Для этого агломерат после испытания в барабане перемешивается с оставшейся частью годного агломерата и продрабливается на щековой дробилке.

3.13 Обработка результатов спекания

При обработке результатов спекания рассчитываются следующие величины:

1) Скорость спекания

С = мм/мин, (3.14)

где H (= 225) - высота слоя спекаемой шихты, мм;

ф - продолжительность спекания, мин.

2) Среднее разрежение за опыт (Pср) в мм вод. ст. при условии замера разряжения через каждые полминуты

Pср = , (3.15)

где УPф - сумма разряжений за время опыта, мм. вод. ст.;

2ф+1 - число замеров (ф - продолжительность спекания в мин).

3) Потеря веса при спекании, %

, (3.16)

где Q' - вес загруженной шихты и постели, кг;

P - вес спеченного материала, кг.

4) Объемный вес агломерата - н т/м3

, (3.17)

где Р - вес спеченного материала в кг;

S - площадь спекания в м2;

Н - высота слоя шихты, мм;

U - величина усадки, мм.

5) Удельная производительность агломерационной установки т/м2·час

, (3.18)

где Р - вес годного агломерата в кг;

s - площадь спекания в м;

ф - продолжительность спекания в мин.

Примечание - площади спекания малой (O 205 мм) и большой (O 370 мм) соответственно равны 0,033 м2 и 0, 1073 м2.

3.14 Расчетная часть

Соотношение окалина:пыль

Опыт №1

Задаем шихтовые данные. Подготовка сырых материалов.

Окалина 100 % - 18 кг;

Возврат 5 % - 0,94 кг;

Кокс 3 % - 0,6кг;

Влага 7 % - 1,47 кг.

Рувл. ш. = 21,3 кг;

фсп.= 25 мин;

tгаза = 270?С;

Давление мм вод. ст. = 750 мм;

hслоя = 213 мм;

hсп = 205 мм;

hус. = 80 мм;

Рсп. = 20,3 кг;

Б = 0,94 / 1,1·100 = 84 %;

Х = (0,5 - 5) = 1,5 кг;

Х1 = (0 - 0,5) = 0,9 кг;

С = 215/25 = 8,6 мм/мин;

П = ·100 = 4 %;

V = 20,3 / 0,051 · 70 = 5,8 т/м3;

Q = 19,36 · 60 / 0,051 · 25 · 1000 = 0,91 т/м3·час

Опыт №2

Задаем шихтовые данные. Подготовка сырых материалов.

Окалина 85 % - 15,3 кг;

Пыль 15 % - 2,7 кг;

Возврат 15 % - 3,4 кг;

Кокс 2,8 % - 0,65 кг;

Влага 7 % - 1,7 кг.

Рувл. ш. = 23 кг;

фсп. = 21 мин;

tгаза = 310?С;

Давление мм вод. ст. = 700 мм;

hслоя = 207 мм;

hсп = 17,7 мм;

hус. = 30 мм;

Рсп. = 22,7-1,5= 21,2 кг;

Б = 3 / 3,4·100 = 65 %;

Х = (0,5 - 5) = 6,7 кг;

Х1 = (0 - 0,5) = 0,88 кг;

С = 207/21 = 9,85 мм/мин;

П = · 100 = 8 %;

V = 21,2 / 0,051 · 70 = 6 %;

Q = 18,2 · 60 / 0,51 · 21 · 1000 = 1,12 т/м3·час

Опыт №3

Задаем шихтовые данные. Подготовка сырых материалов.

Окалина 50 % - 9 кг;

Пыль 50 %- 9 кг;

Возврат 15 % - 3,17 кг;

Кокс 2,5 %- 0,54 кг;

Влага 7 % - 1,7 кг.

Рувл. ш. = 23,41 кг;

фсп. = 17 мин;

tгаза = 380?С;

Давление мм вод. ст. = 700 мм;

hслоя = 290 мм;

hсп = 245 мм;

hус.= 45 мм;

Рсп. = 22,55 - 1,5 = 21,05;

Б = 2,62 / 3,17·100 = 83 %;

Х = 8,81 кг = 59,9 %;

Х1 = 0,67 кг = 4 %;

С = 290 / 17 = 17,05 мм/мин;

П = ·100 = 10 %;

V = 21,05 / 0,051 · 45 = 9,19 т/м3;

Q = 18,72 · 60 / 0,051 · 17 · 1000 = 1,2 т/м3·час

Опыт №4

Задаем шихтовые данные. Подготовка сырых материалов.

Окалина 15 % - 2,7 кг;

Пыль 85 % - 15,3 кг;

Возврат 15 % - 3,17 кг;

Кокс 4 % - 0,76кг;

Влага 10 % - 2,4 кг.

Рувл. ш. = 23,2;

фсп. = 21 мин;

tгаза = 320?С;

Давление мм вод. ст. = 700 мм;

hслоя = 295 мм;

hсп = 255 мм;

hус. = 40 мм;

Рсп. = 20,7 - 1,5 = 19,2 кг;

Б = 3,5/3,17·100 = 110 %;

Х = 7,5 кг = 50,2 %;

Х1 = 0,55 кг = 3,6 %;

С = 295 / 21 = 14,05 мм/мин;

П = ·100 = 17 %;

V = 19,2 / 0,051 · 40 = 9,41 т/м3;

Q = 14,5 · 60 / 0,051 · 21 · 1000 = 0,81 т/м3·час

Опыт №5

Задаем шихтовые данные. Подготовка сырых материалов.

Пыль 100 % - 18 кг;

Возврат 15 % - 3,17 кг;

Кокс 4,5 % - 0,88 кг;

Влага 11 % - 2,82 кг.

Рувл. ш. = 24,2 кг;

фсп. = 38 мин;

tгаза = 310?С;

Давление мм вод. ст. = 700 мм;

hслоя = 397 мм;

hсп = 291 мм;

hус. = 106 мм;

Рсп. = 20,2 - 1,5 = 18,7 кг;

Б = 3,65/3,17·100 = 115 %;

Х = 8,2 кг = 55 %;

Х1 = 0,85 кг = 6 %;

С = 291 / 38 = 7,66 мм/мин;

П = ·100 = 23 %;

V = 18,7 / 0,051 · 106 = 3,46 т/м3;

Q = 14,9 · 60 / 0,051 · 38 · 1000 = 0,46 т/м3·час

Полученные данные сведены в таблицу 3.6, по табличным данным построены графики. По показателям удельной производительности и скорости спекания построили график, в соответствии с рисунком 3.2.

Рисунок 3.2 - Зависимость процесса агломерации от соотношения окалина: пыль

В соответствии с рисунком 3.2 удельная производительность и скорость спекания от соотношения окалина: пыль 85: 15 до соотношения окалина: пыль 50: 50 идет увеличение.

По показателям фракция 0 - 5 мм и выхода годного построили график в соответствии с рисунком 3.3, данные приведены в таблице 3.6.

Рисунок 3.3 - Зависимость выхода годного агломерата и мелочи фракцией 0 - 5 мм от соотношения окалина: пыль

Этот график показывает от соотношения окалина: пыль 85: 15 до соотношения окалина: пыль 50: 50 идет увеличение выхода годного и уменьшение фракцией 0 - 5 мм. От соотношения окалина: пыль 50: 50 до соотношения окалина: пыль 100: 0 идет упадок выхода годного и увеличение выхода мелочи фракцией 0 - 5 мм.

По показателям прочности Х и истираемости Х1 построили график в соответствии с рисунком 3.4.

Рисунок 3.4 - Прочность характеристик и по ГОСТ 15137-77, в зависимости от соотношения пыль: окалина

При 100 % окалины прочность на удар достигает 70 %, а при 50 % прочность на удар незначительно уменьшается составляет 53 %, в то время как истираемость при 50 % содержании окалины возрастает в значении 4 %, а при содержании окалины 0%, а пыли 100 % значительно снижается до 3,5 % [36].

Таблица 3.6 - Оптимальные технологические параметры при агломерации отходов прокатного и обработки отходов ферросплавного производства

Соотношение окалина: пыль

100%

0%

85

15

50

50

Оборотные отходы

Влажность шихты

7

7

7

10

Расход топлива, %

2,5

2,5

2,5

5

Высота слоя, мм

213

207

290

370

Разряжение под колосником, мм вод.ст.

700

700

700

700

Прочность по ГОСТ 15137-77 Х; Х1, %

70:3,5

59,9:3,8

53:4

45:12,6

Вывод: Опираясь на результат проведенных исследований указанных выше можно сделать выводы, что при агломерации окалины и пыли оптимальными соотношениями можно выбрать от 85: 15 до 50: 50 в этом интервале соотношения материалов удовлетворительно показывают производительность переработанного материала, что немаловажно для дальнейшего внедрения и успешной производительности. При всех этих показателях удаление вредного компонента как сера немаловажно и дает преимущество перед другими процессами переработки отходов прокатного и ферросплавного производства.

Таблица 3.7 - Показатели спекания и качества агломерата из окалины и пыли сталеплавильного производства

опыта

Компоненты шихты

Показатели процесса агломерации

Прочность

Окалина

Пыль

Возврат

Кокс

Влага

Pувл. ш.

Pсп.

фсп.

hсл.

С

Q,

т/м3·час

В,

кг

Б, %

0-5

X

X1

1

100 % 18 кг

0

15%

3,17 кг

2,5 % 0,6 кг

7%

1,47

кг

21,3 кг

20,3

кг

25 мин

213 мм

8,6 мм/

мин

0,91

18,3

84

2,72 %

70%

3,5%

2

85% 15,5 кг

15% 2,7 кг

15% 3,17 кг

2,8%

0,65 кг

7%

1,7 кг

23 кг

21,2

кг

21

мин

207

мм

9,85 мм/

мин

1,12

18,4

90

2,2%

59,9%

3,8 %

3

50 %

9 кг

50%

9кг

15%

3,17 кг

2,5%

0,54 кг

7%

1,7 кг

23,41

кг

21,05 кг

17 мин

290

мм

17,05 мм/

мин

1,2

18,7

83

2,33 %

53%

4%

4

15%

2,7 кг

85%

15,5

кг

15%

3,17

кг

4%

0,76 кг

10%

2,4 кг

23,2 кг

19,2 кг

21 мин

295 мм

14,05 мм/

мин

0,81

16,5

110

3,2

%

50,2

%

3,6

кг

5

0

100%

18кг

15%

3,17

кг

4,5%

0,88

кг

11%

2,82

кг

24,2 кг

18,7

кг

38 мин

397

мм

7,66

мм/

мин

0,46

14,9

115

3,8

%

55%

3,5%

4. Охрана труда

4.1 Выписка из Трудового Кодекса Республики Казахстан

Данный кодекс регулирует трудовые отношения и иные отношения, непосредственно связанные с трудовыми; отношения социального партнерства и по безопасности и по охране труда. Кодекс направлен на защиту прав и интересов сторон трудовых отношений, установление минимальных гарантий прав и свобод в сфере труда.

Статья 168. Договоры о полной индивидуальной и коллективной (солидарной) материальной ответственности.

1) Работник, занимающий должность или выполняющий работы, связанные с хранением, обработкой, продажей (отпуском), перевозкой, применением или иным использованием в процессе производства переданных ему имущества и ценностей, и работодатель заключают в письменной форме договор о полной индивидуальной материальной ответственности работника за необеспечение сохранности имущества и других ценностей, переданных работнику.

2) Работники, совместно выполняющие работы, связанные с хранением, обработкой, продажей (отпуском), перевозкой, применением или иным использованием в процессе производства переданных им имущества и ценностей, когда невозможно разграничить материальную ответственность каждого работника за причинение ущерба, и работодатель заключают в письменной форме договор о полной коллективной (солидарной) материальной ответственности работников за необеспечение сохранности имущества и других ценностей, переданных работникам.

4) Договоры о полной индивидуальной или коллективной (солидарной) материальной ответственности могут быть заключены как при заключении трудового договора, так и в дополнение к трудовому договору.

5) Перечень должностей и работ, занимаемых или выполняемых работниками, с которыми могут заключаться договоры о полной индивидуальной и коллективной (солидарной) материальной ответственности за необеспечение сохранности имущества и других ценностей, переданных работникам, а также типовой договор о полной материальной ответственности утверждаются коллективным договором (при его наличии) или актами работодателя [37].

4.2 Действие вредных веществ на организм человека

Вредным называется вещество, которое при контакте с организмом человека может вызывать травмы, заболевания или отклонения в состоянии здоровья, обнаруживаемые современными методами как в процессе контакта с ним, так и в отдаленные сроки жизни настоящего и последующих поколений.

Химические вещества (органические, неорганические, элемент-органические) в зависимости от их практического использования классифицируются на:

- промышленные яды, используемые в производстве: например, органические растворители (дихлорэтан), топливо (пропан, бутан), красители (анилин);

- ядохимикаты, используемые в сельском хозяйстве: пестициды (гексахлоран), инсектициды (карбофос) и др.;

- лекарственные средства;

- бытовые химикаты, используемые в виде пищевых добавок (уксусная кислота), средства санитарии, личной гигиены, косметики и т. д.;

- биологические растительные и животные яды, которые содержатся в растениях и грибах (аконит, цикута), у животных и насекомых (змей, пчел, скорпионов);

- отравляющие вещества (ОВ): зарин, иприт, фосген и др. Ядовитые свойства могут проявить все вещества, даже такие, как

К промышленным ядам относится большая группа химических веществ и соединений, которые в виде сырья, промежуточных или готовых продуктов встречаются в производстве.

В организм промышленные химические вещества могут проникать через органы дыхания, желудочно-кишечный тракт и неповрежденную кожу. Однако основным путем поступления являются легкие. Помимо острых и хронических профессиональных интоксикаций промышленные яды могут быть причиной понижения устойчивости организма и повышенной обшей заболеваемости [38].

На производстве, как правило, в течение рабочего дня концентрации вредных веществ не бывают постоянными. Они либо нарастают к концу смены, снижаясь за обеденный перерыв, либо резко колеблются, оказывая на человека интермиттируюшее (непостоянное) действие, которое во многих случаях оказывается более вредным, чем непрерывное, так как частые и резкие колебания раздражителя ведут к срыву формирования адаптации. Неблагоприятное действие интермиттирующего режима отмечено при вдыхании оксида углерода СО.

Основные принципы организационно-технической защиты от вредных веществ сводятся к следующему:

- совершенствование источников опасности с целью максимального снижения значимости генерируемых ими опасностей. Это не только снижает уровень опасности, но и, как правило, сокращает размеры опасной зоны;

- применение защиты расстоянием с выведением человека из зоны действия вредного вещества;

- применение защитных средств для изоляции зоны пребывания человека от негативных воздействий - в том числе и применение средств индивидуальной защиты человека от опасностей.

При воздействии вредных веществ сокращение размеров зон должно достигаться прежде всего совершенствованием технических систем, приводящим к уменьшению выделяемых ими отходов. Для ограничения вредного воздействия на человека и среду обитания к технической системе предъявляют требования по величине выделяемых в среду токсичных веществ в виде предельно допустимых выбросов, сбросов и отбросов (ПДВ, ПДС и ПДО), а также по величине энергетических загрязнений в виде предельно допустимых излучений в среду обитания. Значения ПДВ и ПДС определяют расчетом, исходя из значений ПДК в зонах пребывания человека.

Наличие связи между концентрацией примесей и массой, выделяемых источником загрязнения, позволяет реально управлять ситуацией, связанной с загрязнением жизненного пространства за счет изменения количества выбрасываемых веществ (энергии).

Предельно допустимые потоки вещества и предельно допустимые излучения энергии источниками загрязнения среды обитания являются критериями экологичности источника воздействия на среду обитания. Соблюдение этих критериев гарантирует безопасность жизненного пространства.

4.3 Требования безопасности при проектировании технологического оборудования

Проектирование и строительство промышленных предприятий регламентировано сводом нормативных документов, включающих правила, нормы, инструкции по различным аспектам гигиены и охраны труда. К этой группе документов относятся «Генеральные планы промышленных предприятий. Нормы проектирования» (СНиП 11-89-80); «Производственные здания» (СНиП 31-03-01), «Административные и бытовые здания» (СНиП 2.09.04-87), «Складские здания» (СНиП 2.11.01-85), «Водоснабжение. Наружные сети и сооружения» (СНиП 2.04.02-84), «Канализация. Наружные сети и сооружения» (СНиП 2.04.03-85), «Отопление, вентиляция и кондиционирование» (СНиП 2.04.05-91), «Пожарная безопасность зданий и сооружений» (СНиП 21.01-97) и др. Они распространяются на проектирование новых и реконструкцию существующих предприятий и регламентируют основные требования промышленной санитарии к проектированию, строительству и эксплуатации производственных комплексов различных отраслей промышленности. В них приведены ПДК вредных веществ в рабочей зоне производственного помещения, нормы освещенности, нормы на метеорологические параметры, требования к выбору строительных площадок, санитарно-защитных зон и др.

Вопросы выбора площадки для строительства предприятия, мест водозабора, очистки, обезвреживания и спуска промышленных сточных вод согласовываются с органами Государственного санитарно-эпидемиологического надзора и другими органами Государственного надзора в установленном порядке.

Предприятия располагают преимущественно за чертой населенных пунктов и лишь в исключительных случаях - на территории населенных пунктов в специально выделенных промышленных районах.

Площадь промышленного предприятия определяют по формуле

, (4.1)

где N - число работающих на данном предприятии;

а - площадь застройки, приходящаяся на одного работающего (а = 15-20 м2/чел.);

b - площадь, занятая транспортными путями, м2;

з - коэффициент занятости площади:

з = 0,35-0,50.

Площадка промышленного предприятия должна быть расположена на ровном возвышенном месте с небольшим уклоном, обеспечивающим отвод поверхностных вод, с низким уровнем подпочвенных вод. Обеспечение стока дождевых, талых, а также грунтовых вод имеет большое значение для благоустройства территории предприятия и снижения уровня подпочвенных вод. Уровень грунтовых вод должен быть ниже глубины устройства подвалов, туннелей и т.п. Высокий уровень подпочвенных вод недопустим, так как на предприятиях имеются подземные сооружения (туннели для электрических кабелей, трубопроводы, устройства для удаления стружки и др.), проникновение в которые грунтовых вод может быть причиной аварии.

Ровная поверхность территории предприятия обеспечивает удобство и повышает безопасность движения людей и транспортных средств. Площадка, намеченная для строительства промышленного предприятия, должна удовлетворять санитарным требованиям в отношении прямого солнечного облучения, естественного проветривания и располагаться как можно ближе к энергетическим коммуникациям (газопроводу, электролинии и др.).

Предприятия, выделяющие производственные вредности (дым, пыль, газ, неприятные запахи), необходимо располагать по отношению к ближайшему жилому району с подветренной стороны для господствующих ветров и отделять их санитарно-защитными зонами. Господствующее направление ветров принимают по средней розе ветров теплого периода года на основе многолетних наблюдений [39].

Производственные здания и сооружения обычно располагают на территории предприятия по ходу производственного процесса. При этом их следует группировать с учетом общности санитарных и противопожарных требований, а также потребления электроэнергии, движения транспортных и людских потоков. Здания, сооружения и склады располагают по зонам в соответствии с производственными признаками.

Зона горячих цехов объединяет чугунолитейные, сталелитейные, литейные цветных металлов, кузнечные, кузнечно-прессовые и термические цехи. Эту зону располагают ближе к железнодорожной линии на территории предприятия.

В зоне обрабатывающих цехов сосредоточивают цехи холодной обработки металлов, сборочные (механосборочные) и др., а также экспедицию и склады готовой продукции. Их располагают вблизи заготовительных цехов у главного входа, поскольку это цехи с большим количеством рабочих.

Зону вспомогательных цехов, в которую входят инструментальные, ремонтно-механические, электромонтажные и другие цехи, обычно размещают в центре зоны обслуживаемых или обрабатывающих и заготовительных цехов.

В зону деревообрабатывающих цехов входят деревообделочный, лесопильный, тарный цехи, сушилка для древесины, склады древесины. Эти цехи являются пожароопасными, поэтому их располагают как можно дальше от горячих цехов в соответствии с требованиями пожарной безопасности.

В зоне энергетических устройств размешают центральные электростанции, теплоэлектроцентрали (ТЭЦ), котельные, газогенераторные станции и обслуживающие их склады топлива. Так как при работе этих установок выделяется много газов, дыма, гари, пыли, представляющих повышенную опасность, их располагают с подветренной стороны по отношению к другим зданиям.

Зона общезаводских сооружений предназначается для размещения административных, общественных, учебных, культурно-бытовых и хозяйственных зданий. Эта зона располагается у главного входа предприятия, где создается предзаводская площадка. Здания административное, поликлиники, столовой, пожарного депо должны находиться вне ограды заводской территории и иметь входы с улицы.

Взрывоопасные и пожароопасные объекты, а также базисные склады горючих и легковоспламеняющихся материалов, вредных и взрывоопасных веществ, следует располагать на самостоятельных участках за пределами территории предприятий на расстояниях,

определяемых специальными нормами; между этой группой зданий и сооружений и прилегающей к ней застройкой следует предусматривать защитные озелененные полосы.

Расположение на территории предприятия зданий и сооружений относительно сторон света и направления господствующих ветров должно обеспечивать наиболее благоприятные условия для естественного освещения и проветривания помещений.

Расстояние между зданиями, освещаемыми через оконные проемы, должно быть не менее наибольшей высоты до верха карниза противостоящих зданий. Между отдельными корпусами здания с полузамкнутым двором (П- или Ш-образная застройка) величина разрыва безопасности должна быть не менее 15 м, а при отсутствии вредных выделений в пространство - не менее 12 м.

Между ближайшими корпусами здания с замкнутым со всех сторон двором разрыв безопасности должен быть не менее двойной высоты наиболее высокого из окружающих двор зданий, но не менее 18 м. В замкнутых дворах делают сквозные проезды шириной не менее 4,5 м.

Разрывы безопасности между зданиями, в которых расположены особо шумные производства, и соседними должны быть не менее 100 м.

Расстояние от газгольдеров до общественных зданий устанавливают в пределах 100 - 150 м, до производственных и вспомогательных зданий - 24 - 36 м.

При определении разрывов безопасности между зданиями сопоставляют требования санитарной и пожарной безопасности. Если разрывы безопасности окажутся меньшими по сравнению с противопожарными, принимают требуемый противопожарный разрыв безопасности.

Дороги и проходы на территории предприятия должны быть, как правило, прямолинейными. Ширина дорог должна соответствовать применяемым транспортным средствам, перемещаемым грузам и интенсивности движения, а также учитывать наличие встречных транспортных потоков. Проезжая часть дорог должна иметь твердое покрытие. В местах интенсивного железнодорожного движения и на основных путях движения людей устанавливают мосты-переходы над рельсовыми путями либо туннели под путями. При их отсутствии переезды необходимо обеспечить автоматически действующими предупредительными устройствами.

Безопасность движения требует, чтобы наряду с обеспечением достаточных проездов для транспорта были выделены особые дорожки (тротуары) для движения людей.

Одновременно с проектированием территории предприятия выбирают участки для жилищного строительства с учетом господствующего направления ветров. При этом учитываются проекты планировки и застройки данного населенного пункта или района, а также рельеф местности.

В соответствии с требованиями нормативных документов жилая территория должна быть отделена от промышленного предприятия санитарно-защитной зоной, ширина которой устанавливается в зависимости от состава и объема вредных веществ, выделяемых объектами предприятия в окружающий воздушный бассейн. Все предприятия, их отдельные здания и сооружения с технологическими процессами, выделяющими производственные вредности, разделены на пять классов с соответствующей шириной санитарно-защитной зоны: для I класса - 1000 м; II - 500; III - 300; IV - 100; V класса - 50 м.

В санитарно-защитной зоне разрешается располагать вспомогательные здания и постройки (пожарные депо, гаражи, склады и т.п.).

Устройство внутренних водопроводов обязательно в производственных и вспомогательных зданиях для подачи воды на производственные, хозяйственно-питьевые и противопожарные нужды. Правила выбора источника водоснабжения и нормы качества воды регламентируются СНиП 2.04.02-84. Расход воды на производственные нужды предприятия зависит от технологических особенностей производства и определяется на основе технологических данных. Нормы расхода воды на хозяйственные нужды приведены в СНиП 2.04.02-84: в цехах со значительными тепловыделениями - 45 л на одного человека в смену, а в остальных цехах - 25 л. Нормы расхода воды во вспомогательных зданиях: в душевых - до 500 л/ч на одну сетку, в умывальниках - 180-200 л/ч на один кран.

Для спуска производственных и хозяйственных вод предусматривают канализационные устройства. Канализация состоит из внутренних канализационных устройств, расположенных в здании; наружной канализационной сети (подземных труб, каналов, смотровых колодцев); насосных станций; напорных и самотечных коллекторов; сооружений для очистки, обезвреживания и утилизации сточных вод; устройств их выпуска в водоем.

Канализацию промышленных площадок осуществляют по полной раздельной системе. Все сточные воды предприятия должны подвергаться очистке от вредных веществ перед сбросом в водоем. Для выполнения этих требований применяют механические, химические, биологические, а также комбинированные методы очистки. Состав очистных сооружений выбирают в зависимости от характеристики и количества поступающих на очистку сточных вод, требуемой степени их очистки, метода использования их осадка и других местных условий в соответствии с СНиП 2.04.03-85.

Вспомогательные помещения промышленных предприятий (бытовые, общественного питания, здравпункты, для культурного обслуживания, управления, конструкторские бюро, для учебных занятий, кабинеты по охране труда, для общественных организаций) следует размещать в пристройках к производственным зданиям. В случае, когда такое размещение противоречит требованиям аэрации производственных зданий и помещений или невозможна защита вспомогательных помещений от производственных вредных веществ, вспомогательные помещения размещают в отдельно стоящих зданиях.

Наружные стены отапливаемых помещений должны иметь такую толщину, при которой исключалась бы возможность конденсирования влаги на их внутренних поверхностях. Протяженность пристроек к производственному помещению со значительными влаго-, тепло- и газовыделениями и естественным воздухообменом не должна превышать 40 % общей протяженности наружных стен данного помещения.

Состав санитарно-бытовых помещений и устройств (гардеробные, уборные, умывальные, душевые специальные бытовые помещения для вредных производств) определяется в соответствии с требованиями СНиП 2.09.02-85.

Расчет площадей бытовых помещений (за исключением гардеробных для хранения одежды) производится по наибольшему числу работающих в смене. Для работников, не связанных непосредственно с производством и работающих в административно-конторских помещениях, предусматривается хранение лишь уличной одежды открытым способом. При планировке гардеробных, уборных, умывальных и душевых необходимо учитывать возможности изменения объема помещения при изменении численного соотношения мужчин и женщин. При наличии профессий разных групп расчет площадей бытовых помещений производят по нормам для каждой группы, а если работающие превалирующей группы составляют не менее 70 % общего количества, то расчет осуществляют по нормам для этой группы [40].

4.4 Средства пожаротушения

Для прекращения процесса горения используются следующие физические и химические огнегасительные средства:

- вода в жидком и парообразном состоянии;

- пена, получаемая в результате химических соединений и механическим путем;

- инертные газы;

- специальные флюсы, галоидированные углеводороды;

- различные покрывала, изолирующие горячую поверхность от кислорода воздуха.

Теплоемкость воды велика, она способна отнять у горящих веществ большое количество тепла и охлаждает горячую поверхность. Когда температура горящих веществ станет ниже температуры воспламенения, горение прекратится.

Превращаясь в пар, вода затрудняет доступ кислороду воздуха к горящему материалу. При концентрации пара 35 % от объема, в котором происходит горение, горение прекращается. Струя большого напора дробит и забивает пламя, смачивая еще не загоревшиеся материалы. Кроме того вода, охлаждая материалы, затрудняет их воспламенение. Таким образом, вода является универсальным средством гашения огня самого широкого применения, но применяется для тушения не всегда.

Вода из водопровода имеет высокую электропроводность и поэтому ее нельзя применять для тушения пожара в электроустановках, Вода вступает в химическую реакцию с калием, натрием и кальцием, в результате выделяется водород, образующий с воздухом взрывоопасную смесь. При попадании воды на карбид кальция образуется взрывоопасный газ ацетилен, а на негашеную известь - тепло, способное воспламенять расположенные горючие материалы. При попадании воды на раскаленные металлические поверхности возможно разложение воды на кислород и водород, соединение которых создает взрывоопасную смесь. При тушении легковоспламеняющихся жидкостей последние всплывают на поверхность воды и продолжают гореть, увеличивая размеры пожара.

В случаях, когда применение воды невозможно, применяют пену. Огнегасительные пены получают при смешивании газов и жидкостей, в результате чего образуются пузырьки, внутри которых заключены частицы углекислого газа или воздуха. Обладая малым удельным весом, пена всплывает на поверхность легковоспламеняющихся жидкостей, охлаждает наиболее нагретый верхний слой и прекращает поступление паров и газов в зону горения. Пена хорошо удерживается не только на горизонтальных поверхностях, но и на вертикальных, поэтому применяется и для тушения твердых веществ и защиты от нагрева и воспламенения.

Пена непригодна для водорастворимых жидкостей (спирт, ацетон, эфир), обладающих низким поверхностным натяжением и проникающих в пленку пены, вследствие чего вытесняется пенообразующее вещество и пена разрушается.

Пена также непригодна для тушения пожара в электроустановках, так как она электропроводна, а также для тех веществ, с которыми она вступает в реакцию - натрия, калия, селитры.

При тушении пожаров для снижения концентрации кислорода и отнятия тепла применяют также инертные газы, не поддерживающие горение, обладающие большой теплоемкостью и малой теплопроводностью, например, углекислый газ, азот, аргон, гелий. Углекислый газ не электропроводен и может применяться для тушения электроустановок, находящихся под напряжением.

Азот используют в небольших помещениях для тушения жидкостей и газов, горящих пламенем, а также электроустановок.

Твердая обезвоженная углекислота при испарении с поверхности горящих объектов охлаждает их и понижает содержание кислорода в очаге пожара. Углекислотой нельзя тушить этиловый спирт, в котором углекислый газ растворяется, и вещества, способные гореть без доступа воздуха (например, целлулоид).

Галоидированные углеводороды в виде газов или легкоиспаряющихся жидкостей тормозят химическую реакцию горения, поэтому они являются эффективным средством тушения твердых и жидких горючих веществ, а также тлеющих материалов.

Для тушения пожаров металлов (калия, лития, натрия, циркония, магния) применяют сухие огнегасительные порошки (на основе карбонатов и бикарбонатов натрия и калия).

К средствам пожаротушения относятся передвижные установки (пожарные автомобили), стационарные установки и огнетушители.

Стационарные установки предназначены для тушения пожара в начальной стадии без участия людей. Стационарные установки могут быть автоматические и с дистанционным управлением. К ним относятся пожарные водопроводы высокого и низкого давления.

Автоматическое тушение пожара осуществляется спринклерной установкой, монтируемой под перекрытием из сети водопроводных труб с ввинченными для разбрызгивания воды спринклерными головками, имеющими легкоплавкую диафрагму. При определенной температуре диафрагма распаивается и вода под давлением выходит из отверстия головки.

Дренчерные установки отличаются от спринклерных конструкцией головок, которые постоянно открыты и приводятся в действие открыванием ручной или автоматической задвижки.

Для тушения пожаров применяют также различные газовые стационарные установки, заряжаемые жидкой двуокисью углерода, азотом, аргоном, хладонами и другими составами.

Огнетушители подразделяются на жидкостные, углекислотные, химической пены и порошковые.

Жидкостные огнетушители дают струю водного раствора солей (хлористого магния, хлористого кальция, поваренной соли и др.), углекислотные - углекислого газа (обычно в смеси со снежной углекислотой), химической пены - водного раствора кислот и щелочей, а порошковые - порошкообразной смеси минеральных солей [41].

Углекислотные огнетушители предназначены для тушения различных материалов и электроустановок напряжением до 1000 В. Для тушения загораний твердых материалов и горючих жидкостей на малых площадях используют огнетушители химической пены ОХП-10, а также воздушно-пенные огнетушители ОВП-5, ОВП-10.

Порошковыми огнетушителями, в зависимости от вида состава, можно тушить загорания металлов, горючих жидкостей и газов, а также установок под напряжением до 1000 В.

4.5 Расчет искусственного освещения в производственном помещении

Условия эксплуатации освещения и правильно выбранная система освещения на промышленных предприятиях имеет большое значение в снижении производственного травматизма, создает нормальные условия для работы органов зрения, повышает работоспособность.

Для создания благоприятных условий труда производственное освещение должно отвечать следующим требованиям:

- освещенность на рабочем месте должна соответствовать гигиеническим нормам;

- яркость на рабочей поверхности и в пределах окружающего пространства должна распределяться по возможности равномерно;

- резкие тени на рабочей поверхности должны отсутствовать. Наличие их создает неравномерное распределение яркости;

- освещение должно обеспечивать необходимый спектральный состав света для правильной цветопередачи.

Искусственное освещение может быть двух систем: общее и комбинированное. При комбинированном освещении к общему добавляется местное освещение, концентрирующее световой поток непосредственно на рабочих местах. Искусственное освещение подразделяется также на рабочее, аварийное, эвакуационное и охранное.

При выборе системы освещения необходимо учитывать, что капитальные вложения и эксплуатационные вложения, и эксплуатационные расходы при комбинированном освещении ниже, чем при общем.

Расчет освещения лаборатории, в которой проводились исследования процесса окускования отходов электросталеплавильного производства. Параметры лаборатории: длина А = 15 м, ширина В = 8 м, площадь помещения S = 120 м2, высота Н = 3 м. Разряд зрительной работы VII, коэффициенты отражения спот = 50%, сст = 30%, спол = 10%.

В качестве источника света выберем люминесцентные лампы, поскольку они обладают большой экономичностью и светоотдачей, чем лампы накаливания. В связи с этим наиболее целесообразно выбрать систему общего освещения.

Нормируемая освещенность 200 лк. Коэффициент запаса 1,5. Высота свеса светильников hc = 0 м, рабочая поверхность находится на высоте hc = 1 м над полом. Расположение светильников общего освещения в помещении определяется: H - высотой помещения, h - высотой подвеса над рабочей поверхностью, б - расстояние между соседними светильниками или рядами люминесцентных светильников, l - расстояние от крайних светильников или рядов светильников до стены.

Определяем расчетную высоту

м

Так как применяются светильники большой мощности, то принимается значение б = бс = 0,6. Тогда расстояние между соседними светильниками составит

м

Расстояние от стены до ближайшего светильника

м

Примем 3 ряда по 12 ламп в каждом ряду. Расстояние между светильниками 1,2 м, расстояние от крайнего светильника до стены 0,36 м.

Находим индекс помещения по формуле (4.2)

(4.2)

где -длина цеха;

- ширина цеха;

- расчетная высота.

Подставляя значения А=10 м, В=8 м, h=2 в (4.2), получаем

По индексу найдем коэффициент использования, по табличным данным равен з=50%

По полученным данным находится световой поток лампы по формуле (4.3)

(4.3)

где - заданная минимальная освещенность;

- коэффициент запаса;

- освещаемая площадь, м2;

- коэффициент неравномерности освещения, равный 1,1-1,2;

- число светильников.

Подставляя значения Е=200 лк, Кз=1,5, S=120 м2, Z=1,1, N=36 в (2), получаем

При напряжении 220 В лампа ЛБЦ мощностью 40 Вт дает световой поток 2100 лм. Окончательно принимаем 36 ламп ЛБЦ в 3 ряда по 12 ламп в каждом, световой поток каждой лампы 2100 лм, мощность - 40 Вт.

Заключение

В данной работе мы рассматривали один из эффективных методов окускования мелких руд - процесс агломерации в результате, которого образуется ноздревато-пористый черно-серый продукт спекания, называемый агломератом. Основными шихтовыми материалами в этой работе явились окалина с чернового стана прокатного производства фракции 0 - 5 мм и аспирационная пыль печей (ДСП) фракции 0 - 0,01 мм.

По разработкам отечественной и зарубежной технологии было сделано большое количество опытов, с нашей стороны мы придерживались стандартов процесса агломерации, а также с помощью экспериментальных установок провели исследовательскую работу, что позволило нам на практике ощутить ту актуальность сегодняшнего дня «безотходные технологии» - сохранение ресурсов.

В качестве оборудования из экономических соображений и наилучших технологических показателей были выбраны две агломерационные чаши цилиндрической формы с внутренними диаметрами 205 и 410 мм. Высота стенок чаши позволяет спекать шихту при высоте слоя до 400 мм. Колосниковые решетки чугунные с круглыми отверстиями диаметром 5 мм и живым сечением 15 %.

Опираясь на результат проведенных исследований указанных выше можно сделать выводы, что при агломерации окалины и пыли оптимальными соотношениями можно выбрать от 85: 15 до 50: 50 в этом интервале соотношения материалов удовлетворительно показывают производительность переработанного материала, что немаловажно для дальнейшего внедрения и успешной производительности. При всех этих показателях удаление вредного компонента как сера немаловажно и дает преимущество перед другими процессами переработки отходов прокатного и ферросплавного производства.

В разделе охрана труда были рассмотрены вопросы действия вредных веществ на организм человека, требования безопасности при проектировании технологического оборудования, средства пожаротушения, выполнен расчет искусственного освещения в производственном помещении.

Список использованной литературы

1. Похвиснев А.Н., Абрамов В.С. и др. Доменное производство. М.: Металлургиздат, 1951.

2. Парфенов А.М. Агломерация железных руд. М.: ГНТИ лит. по черной и цвет., металлургии, 1954. 312 с.

3. Люйкен В. Подготовка сырых материалов к доменной плавке. М.: ГНТИ лит. по черной и цвет, металлургии, 1959. 412 с.

4. Круглов Н.Н., Распопов И.В. Влияние углекислой извести на работу доменной печи // Урал, металлургия. 1935. № 3. С. 3 - 13.

5. Якубцинер Н., Горелик И. Изготовление из магнитогорской руды самоплавкого агломерата и выплавка из него чугуна// Сталь. 1940. №5 - 6. С. 1 - 13.

6. Якобсон А.П., Производство и применение офлюсованного агломерата // Сталь, 1955. № 1. С. 11 - 18.

7. Виноградов В.В. Работа агломерационных машин при повышенной начальной температуре шихты // Труды НТО ЧМ. М., 1956. Т. VIII. С. 225 - 248.

8. Коротич В.И., Грузинов В.К. Разрушение железорудных материалов в процессе нагрева и восстановления // Бюл. ЦНИИ ЧМ. 1964. № 8 (484). С. 38 - 40.

9. Ефименко Г.Г., Ефимов С.П., Войтаник С.Т. и др. Разработка способов интенсификации процесса агломерации: Науч. отчет ДМЕТИ, 1970.

10. Сигов А.А., Шурхал В.А. Агломерационный процесс, Киев, Техника. 1969. 232 с.

11. Коротич В.И. К вопросу о высоте зоны сушки при агломерации // Изв. АН СССР. Металлы. 1965. № 4. С. 3 - 7.

12. Нурмаганбетов Ж.О., Коротич В.И. Удельный расход воздуха на агломерацию//Изв. вузов. ЧМ. 1992. №6. С. 1-3.

13. Теплотехнические расчеты агрегатов для окусования железорудных материалов. С.В. Базилевич, В.М. Бабошин, Я.Л. Белоцерковский и др. М.: Металлургия, 1979. 207 с.

14. Котов В.Г. Некоторые особенности горения топлива агломерационной шихты // Изв. вузов. ЧМ. 1982. № 10. С. 14 - 17.

15. Карабасов Ю.С, Валавин В.С. Использование топлива в агломерации, М.: Металлургия, 1976. 264 с.

16. Ефимов С.П., Ефименко Г.Г. Влияние крупности топлива на величину коэффициента избытка воздуха при агломерации // Изв. вузов. ЧМ. 1967. № 3. С. 23 - 28.

17. Котов В.Г., Шурхал В.А. Воспламенение твердого топлива в условиях агломерационного процесса // Изв. вузов. ЧМ. 1973. № 12. С. 32 - 35.

18. Теплотехника окускования железорудного сырья. С.Г. Братчиков, О.А. Берман, Я.Л. Белоцерковский и др. М.: Металлургия, 1970. 344 с.

19. Братчиков С.Г. К расчету температуры поверхности горящих кусочков твердого топлива при агломерации // Изв. вузов. ЧМ. 1968. №8. С. 24 - 29.

20. Сигов А.А., Шурхал В.А. Горение углерода при агломерации // Изв. вузов. ЧМ. 1960. № 12. С. 23 - 30.

21. Бабушкин Н. М., Тимофеев В. Н. Экспериментальное изучение процесса горения углерода в слое агломерационной шихты // Науч. тр. ВНИИМТ. М.: Металлургиздат. 1962. № 7. С. 17 - 47.

22. Котов В.Г., Шурхал В.А., Лившиц Э.Я. Исследование влияния некоторых параметров на полноту сгорания агломерационного топлива // Изв. вузов. ЧМ. 1976. № 2. С. 39 - 42.

23. Каплун Л.И. Анализ процессов формирования агломерата и совершенствование технологии его производства: Автореф. дис. д.т.н. Екатеринбург: УГТУ-УПИ, 2000.

24. Александров А.В. Совершенствование метода расчета окислительно-восстановительных процессов при агломерации железорудных материалов на основе экспериментального изучения горения твердого топлива в слое: Автореф. дис. к.т.н. Екатеринбург: УГТУ-УПИ, 1993.

25. Котов В.Г. О показателе химической полноты сгорания топлива агломерационной шихты // Изв. вузов. ЧМ. 1980. № 10. С. 24 - 27.

26. Коротич В.И. Горение топлива и окислительно-восстановительные процессы при агломерации железорудных материалов. Екатеринбург: УГТУ УПИ, 1996. 64 с.

27. Вегман Е.Ф. Процесс агломерации. М.: Металлургиздат, 1963. 152 с.

28. Вегман Е.Ф. Окускование руд и концентратов. М.: Металлургия, 1976. 224 с.

29. Каплун Л.И., Фролов О.А. Физико-химические процессы при агломерации железных руд, Екатеринбург: УПИ, 1991. 63 с.

30. Каплун Л.И., Абзалов В.М. Теплофизические характеристики шихтовых железорудных материалов, Екатеринбург: УПИ, 1991. 124 с.

31. Хохлов Д.Г., Якобсон А.П. Производство офлюсованного агломерата Свердловск: М.: Металлургиздат, 1959. 142 с.

32. Некрасов З.И., Гладков Н.А., Чекин В.В. Новый метод исследования процесса спекания концентрата обжиг-магнитного обогащения керченской табачной руды // Бюл. ЦИИН ЧМ. 1958. №19(38). С. 11 - 16.

33. Каплун Л.И., Коротич В.И. О развитии процесса термической диссоциации окиси железа при агломерации железорудных материалов//Производство чугуна [Межвуз. сб. науч. тр.]. Магнитогорск: МГМИ, 1974. № 8. С. 3 - 5.

34. Дроздов Г.М. Исследование минералогического состава, структуры и свойств богатого агломерата из криворожских магнетитовых концентратов: Автореф. дис. к. х. н. Днепропетровск, 1968.

35. Лившиц Б.А., Васильев Г.С. Физические свойства высокоосновных агломератов // Изв. вузов. ЧМ. 1965. № 12. С. 22 - 28.

36. Хохлов Д.Г. Скорость взаимодействия извести с компонентами агломерационной шихты //Труды НИиПр Ин-та «Урал-механобр». Свердловск, 1958. Вып. 2. С. 5 - 14.

37. Трудовой Кодекс Республики Казахстан. - Алматы: МЦФЭР-Казахстан, 2008. - 146 с.

38. Аманжолов Ж. Охрана труда и техника безопасности: Учебное пособие. - Астана: Фолиант. 2007. - 447 с.

39. Беляков Г.И. Безопасность жизнедеятельности на производстве. - М.: Краснодар, 2006. - 512 с.

40. Белов С. В. Безопасность жизнедеятельности. - М.: Высшая школа, 2007. - 485 с.

41. Раздорожный А.Н. Охрана труда и производственная безопасность. Учебное пособие. - М.: Экзамен, 2006. - 510 с.

ref.by 2006—2025
contextus@mail.ru