Реконструкция цеха строительной извести ОАО "Гродненский КСМ"

1.2 Технико-экономическое обоснование реконструкции цеха и его мощности

Характеристика цеха извести. На ОАО «Гродненский комбинат строительных материалов» известь строительная воздушная негашеная кальциевая комовая производится в цехе № 5 путем обжига пород карбонатных во вращающихся печах по мокрому способу.

Проектная мощность цеха по производству извести строительной 170 тыс. т. в год.

Технологическая линия № 1 мощностью 80 тыс.т. извести в год введена в эксплуатацию в январе 1988 года.

Технологическая линия № 2 мощностью 90 тыс. т. извести в год введена в эксплуатацию в сентябре 1992 г.

Технология производства извести строительной включает следующие технологические переделы:

добыча сырьевых материалов;

приготовление мелового шлама;

обжиг карбонатных пород;

охлаждение извести;

складирование.

Энергоснабжение цеха № 5 осуществляется от энергосистемы с электроподстанций 10/0,4 кВ ТП3,ТП4,ТП14; 10/6кВ ТП31.

Газоснабжение обеспечивается от городских газовых сетей давлением 3 атм.

Водоснабжение хозпитьевое и бытовая канализация обеспечивается от существующих сетей комбината.

Водоснабжение производственное (для приготовления шлама) предусмотрено с использованием стока от построенных в 1983 году очистных сооружений производственно-дождевых стоков комбината, что позволяет практически исключить расход артезианской воды. Как дублирующая предусмотрена система подключения к водопроводу технической воды от ГРУПП «Гронитекс». Для охлаждения оборудования используются две существующие системы оборотного водоснабжения /16/.

Выбор направления интенсификации процесса обжига. Наиболее перспективным из всех путей улучшения теплотехнических показателей в производстве строительной воздушной извести является замена устаревшего горелочного оборудования на новое модернизированное горелочное оборудование фирмы «UNITHERM - CEMCON».Экономичность и надежность работы печей зависит в очень большой степени от типа и конструкции горелочного оборудования, а также его правильной настройки. Горелочное оборудование может оказывать значительное влияние не только на качество обжигаемого в печи материала, но также на производительность печи и удельный расход топлива. Поэтому в данном проекте предлагается замена существующей горелки типа ОГМГ на новую, более модернизированную горелку фирмы «UNITHERM - CEMCON» типа M.A.S. (Mono Airduct Sistem).

Уменьшение удельного расхода топлива может обеспечивается за счет того, что новая горелка позволяет регулировать в самом широком диапазоне форму и интенсивность факела в печи при минимально возможном количестве первичного воздуха. Рациональный факел получается при сжигании газообразного топлива с коэффициентом избытка воздуха ?в = 1,05 - 1,12.Увеличение избытка воздуха приводит к снижению температуры горения и увеличению потерь теплоты с отходящими газами. Снижается расход электроэнергии на привод вентилятора.

Увеличение производительности происходит вследствие повышения температурного уровня горения, даже если удельный расход тепла снизится на 2 - 3%.

За счет стабильности процесса горения также возможно повышение качества продукции, снижение пылеуноса из печи. Кроме того, наблюдается увеличение срока службы огнеупорной футеровки печи и равномерная температура наружной поверхности печи. При сжигании мазута сопловая система горелки остается абсолютно чистой, без наличия отложений. «Кольца» в печи ликвидируются очень просто - изменением формы пламени с помощью только одного штурвала управления гибкими шлангами. При этом как количество первичного воздуха так и скорость его истечения из горелки не изменяется.

Обеспечивается также надежность эксплуатации, простота управления и легкость обслуживания новой горелки при длительном сроке ее службы.

В 1998 г. на Ивано - Франковском цементно-шиферном комбинате успешно за 3 рабочих дня была введена в эксплуатацию комбинированная горелка (газ, мазут, или жидкие отходы нефтепереработки) фирмы «UNITHERM - CEMCON». С 2004 г. в эксплуатацию введены горелки для двух вращающихся цементных печей в Красносельскстройматериалы. В настоящее время также установлена горелка M.A.S. для печи производства извести. Результаты испытаний подтвердили основные положения статей:

- экономия природного газа составила 6-8%;

- производительность печи по клинкеру увеличилась примерно на 8%;

- полное сгорание топлива обеспечивается при предельнонизких коэффициентах избытка воздуха (? = 1,05);

- форма факела регулируется в очень широком диапазоне;

- стабильность горения высокая при любых режимах работы.

Таким образом, не смотря на кажущуюся простоту горелок, они оказывают весьма существенное влияние на технико-экономические характеристики вращающихся печей /17 - 23/.

1.3 Выбор и обоснование технологической схемы и ее описание

В Республике Беларусь технологические особенности мелового сырья таковы, что делают неизбежным процесс его сушки. Попытки кондиционирования такого сырья перед обжигом (брикетирование, гранулирование, мокрый шламовый способ подготовки) выявили невозможность использования для производства извести наиболее экономичных (по расходу топлива) шахтных печей.

Для обжига в производстве извести из рыхлого мелового сырья, в настоящее время, используется только вращающиеся печи. Преимущество вращающихся печей - более широкая возможность использования сырьевых материалов различных видов, т.е. их технологическая универсальность. К их основному недостатку относятся достаточно высокий расход топлива на обжиг, значительные затраты на их строительство. Так при обжиге по сухому способу 1 т извести в шахтных печах расходует 130 - 180 кг условного топлива и 10 - 30 кВт электроэнергии, а во вращающихся печах этим же способом - соответственно 250 - 300 кг и 40 - 50 кВт. Поэтому выбор технологической схемы и основного технологического оборудования для производств извести осуществляют, прежде всего с учетом свойств сырья.

В связи с тем, что в Республике Беларусь карбонатное сырье переувлажненное, целесообразно использовать мокрый способ производства. В водной среде облегчается измельчение материалов и улучшается их перемешивание. В результате снижается расход электроэнергии и получается более однородный меловой шлам, что приводит к росту качества готового продукта. Кроме того, при мокром способе упрощается транспортировка шлама и улучшаются санитарно-гигиенические условия труда. Сравнительная простота мокрого способа и возможность получения качественного продукта на сырье пониженного качества обусловили его широкое распространение в нашей стране.

Технологическая схема получения извести по мокрому способу.

Мел доставляется на комбинат автотранспортом МАЗ - 5551 (1), грузоподъемностью 9 тонн из карьера «Пышки» (11 км от комбината).

Выгрузка мела производиться непосредственно в глиноболтушку СМЦ - 427,3 (2) через загрузочный карман или в запасник.

В глиноболтушке производится измельчение и размучивание мела водой с целью приготовления шлама. Первоначально резервуар болтушки наполняется водой на 13 - 15% его полезного объема, т.е. до уровня совпадающего с порогом проема выходной решетки.

Вместе с водой подается разжижитель марки ЛСТ (лигносульфонаты технические). ЛСТ доставляют из России (ОАО «Кондопога») в железнодорожной цистерне.

Когда уровень воды в резервуаре достигает указанной отметки, в работу включается приводной электродвигатель болтушки. Затем равномерно загружается мел. Заполнение болтушки сырьем и водой прекращается при достижении номинальной силы тока электродвигателем. Допустимый уровень шлама от дна бассейна - не менее 0,7 м.

Готовый шлам из болтушек поступает в накопитель шлама (3), емкостью 150 м3, что обеспечивает потребность на 8 часов работы.

Параметры готового шлама: влажность -35 - 43%; растекаемость, мм - 75 5; суммарное содержание карбонатов активных СаСО3 + MgCO3, %, не менее - 92; расход воздуха на барботаж - 6 нм3/мин.

Из накопителя меловой шлам перекачивается шламовым насосом ГРАТ 225 - 67 (4) в вертикальный шламбассейн (5). Перемешивание мелового шлама проводится естественно - за счет циркуляции обратки шлама.

Меловой шлам из шламбассейна подается насосом ГРАТ 225 67 (6) в питатель шлама (7), который равномерно загружает его во вращающуюся печь с поднятой стороны - холодного конца. Слив излишков шлама из питателя вращающей печи возвращается в шламбассейн.

Для производства извести по мокрому способу в настоящее время используется вращающаяся печь 3,6 ? 110 (8).

Топливо в виде природного газа или мазута М 100 и М 40 вдувают в печь с противоположной стороны - горячего конца. Резервным топливом является мазут, который складируется в надземных и подземных емкостях, общей вместимостью 2700 т.

Подачу воздуха в печной агрегат для горения топлива и создание искусственной тяги осуществляют вентиляторы.

В результате вращения наклонного барабана находящийся в нем материал продвигается по печи в сторону ее горячего конца. Дымовые газы движутся вдоль барабана печи навстречу обжигаемому материалу. Встречая на пути холодные материалы, дымовые газы подогревают их, а сами охлаждаются.

В зависимости от температуры и процессов происходящих при этом рабочее пространство печи подразделяют на зоны:

1 - зона загрузочная длиной 3,4 м, температура 140 - 300?С. Здесь происходит нагрев материала и испарение физической влаги.

2 - зона цепная длиной 30 м , температура 300 - 500?С. Это зона внутреннего теплообменника, которым являются навесные цепи. Применение внутренних теплообменников позволяет интенсифицировать конвективный теплообмен в зоне.

3 - зона досушки длиной 23,6 м, температура 500 - 900?С. В этой зоне досушивается материал до остаточной влаги 5 - 7%.

4 - зона подготовки длиной 20 м, температура 900 - 1200?С.

В конце этой зоны полностью разлагается содержащийся в сырье углекислый MgCO3 и частично СаСО3.

5 - зона декарбонизации длиной 28 м, температура 1200 - 1300?С. В этой зоне сгорает топливо и завершается декарбонизация.

Ввиду малого времени пребывания материала в зоне обжига 30 - 45 мин., его нагревают до температуры 1200?С, при которой реакция разложения СаСО3 происходит достаточно быстро.

Теплота материалу передается от факела и поверхности футеровки печи.

В конце зоны обжига расположен порог (сужение внутреннего диаметра печи), что позволяет улучшить характеристики процесса обжига за счет увеличения времени пребывания материала в зоне высоких температур и уменьшения потерь теплоты излучения факела в холодный конец печи.

6 - зона предварительного охлаждения длиной 5 м расположена непосредственно за зоной обжига. В виду незначительной длины зоны температура материала на выходе из нее составляет 700 - 1000?С и физическая теплота передается вторичному воздуху в основном в холодильнике. Воздух нагревается в зоне предварительного охлаждения до температуры 600 - 700?С.

Из печи известь ссыпается в барабанный холодильник СМС - 208А (9). Охлаждение извести осуществляется потоком холодного воздуха, температура снижается до 100 10?С. Время охлаждения - 50 10 мин. При температуре наружного воздуха более + 5?С корпус холодильника орошают технической водой.

Из холодильника известь строительная выгружается на наклонный пластинчатый транспортер К443А (10).

Отходящие газы при выходе из печи представляют собой двухфазную систему, состоящую из газов и дисперсной фазы - пыли, концентрация которой составляет 3 - 5 г/м3.

В соответствии с санитарными нормами содержание пыли извести в отходящих газах выбрасываемых в атмосферу не должно превышать 136 мг/м3, поэтому газы предварительно проходят через систему пылеочистки.

Система пылеочистки цеха по производству извести включает две ступени: механическое осаждение пыли в пылеосадительной камере и циклонах Крейзеля (грубая и средняя очистка); очистка в электрофильтрах (тонкая очистка).

Первоначально отходящие газы поступают в пылеосадительную камеру, через входной газоход. При входе в пылеосадительную камеру происходит резкое снижение скорости пылегазового потока, за счет того, что площадь поперечного сечения камеры во много раз больше площади сечения подводящего газохода.

Частицы пыли крупных размеров осаждаются в камере вследствие уменьшения подъемной силы при резком снижении скорости газового потока. Известняковая мука удаляется из камеры винтовым конвейером и попадает в бункер (14). Накапливаемая в бункере пыль периодически перекачивается пневмовинтовым насосом на склад.

В пылевой камере происходит грубая очистка пылегазового потока, степень очистки составляет около 15%.

Очищенный от крупных частиц пыли пылегазовый поток покидает камеру через выходной газоход и устремляется в циклоны Крейзеля (11) для дальнейшей очистки.

Циклоны Крейзеля объединены с общим подводом и отводом газового потока, а также общим бункером для сбора пыли. Аэродинамическое сопротивление каждого циклона в группе одинаковое, что обеспечивает равномерное распределение поступающего на очистку газового потока между всеми циклонами группы.

Газовый поток поступает в верхнюю часть корпуса циклона через выходной патрубок. Улавливание пыли происходит под действием центробежной силы, возникшей при движении газа между корпусом и выхлопной трубой, а очищенный газ выходит из циклона через выхлопную трубу. При этом поток опускается по спирали вниз до конусной части, затем изменяет направление движения с криволинейного на вертикальное. Очищенные газы направляются в выхлопную трубу, а пыль выпадает в конусную часть, откуда через нижнее отверстие винтовым конвейером в бункер. Производительность группы циклонов составляет 180000 м3/ч газа.

Из циклонов пылегазовый поток поступает на очистку в унифицированный горизонтальный электрофильтр типа ЭГА 1-19-7, 5-4-4. (12)

Принцип очистки газа в электрофильтре основан на приобретении взвешенными в газе частицами электрического заряда при воздействии электрического поля высокого напряжения - 50000 В.

Очистка газов от пыли в электрофильтрах происходит следующим образом. Между двумя разноименно заряженными электродами (положительным анодом - осадительным и отрицательным катодом - коронирующим) пропускается пылегазовый поток. Под действием электрического поля высокого напряжения молекулы газа ионизируются, т.е. приобретают электрический заряд. Ионизированные молекулы перемещаются от одного электрода к другому, в результате чего происходит электрический разряд в газ и образуется замкнутая электрическая цепь между электродами.

Частицы пыли под действием поля приобретают отрицательный заряд и под влиянием сил притяжения перемещаются к поверхности осадительного электрода, где и осаждаются. Коронирующие электроды изолированы от осаждающих, которые заземляются. Осадительные электроды широкополостные, коронирую-щие - игольчатые.

Осевшая пыль на электродах периодически стряхивается в бункер электрофильтра при помощи механических встряхивающих устройств. Из бункеров известняковая мука выгружается шнеками в накопительный бункер (14), а затем насосом пневматическим винтовым ТА - 14А на склад.

Электрофильтр получает питание от повысительно-выпрямительного агрегата, который преобразует переменный ток в постоянный. Расход электроэнергии в электрофильтре на очистку 1000 м3 газа составляет 0,13 - 0,2 кВтч. Количество уловленной пыли 1890 кг/ч.

Устойчивость работы электрофильтра и качество очистки газов в нем зависит от температуры газов: на входе, не более - 180?С; на выходе, не менее - 120?С; от разряжения: на входе, кг/м2 - 25 5; на выходе, кг/м2 - 69 5.

Очищенные отходящие газы через дымовую трубу (16) высотой 60 м и внутренним выходным диаметром 2,1 м выбрасываются в атмосферу /16;27 - 29/.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАЗДЕЛ

2.1 Характеристика исходных сырьевых материалов

Мел. Горные породы карбонатной группы, состоящие из кальцита (редко из арагонита) и некоторого количества минеральных примесей, называются известняками. К ним относятся карбонатные породы с содержанием углекислого кальция СаСО3 не менее 70%.

В природе встречаются известняки самой разнообразной окраски: белой, серой, желтой, зеленоватой, бурой, красноватой, черной и пестрой. Цвет известняка зависит от примесей. Желтоватый, бурый, красный и коричневый цвета известняка определяются содержанием оксидов железа и марганца; серый и черный - примесей битуминозных смол и углистых веществ; зеленоватый - оксидных соединений железа. Запах известняка говорит о значительном содержании в нем органических остатков.

Известняки классифицируются по структуре, то есть строению материала, и по химическому составу. По структуре различают зернисто-кристаллические, плотные, пористые и землистые известняки.

К землистым известнякам относится мел. Его особенности - рыхлость, тонкозернистость, отсутствие слоистости. Плотность мела - 1300 - 2000 кг/м3; предел прочности при сжатии 0,4 - 2,0 МПа; вследствие пористости карьерная влажность мела составляет 10 - 30%.

Землистые известняки с высоким содержанием карбоната кальция используют для обжига извести во вращающихся печах.

Кроме углекислого кальция в состав известняков входят углекислый магний (в виде доломита) и глинистые примеси.

В химической промышленности для производства извести используют известняк и мел следующего химического состава, %: CaCO3 - 77,66 - 97,59; MgCO3 - 0,17 - 0,56; SiO2 - 1,24 - 19,27; Fe2O3 - 0,36 - 1,12; Al2O3 - 0,28 - 1,38; SO3 - 0,22 - 0,29; P2O3 - 0,47 - 1,92; ППП - 32,85 - 43,02 /16/.

Химический анализ мела из карьера «Пышки» (16.02.2006 г.).

Содержание в процентах, %:

SiO2 - 5,25;

Fe2O3 - 0,36;

Al2O3 - 0,43;

CaCO3 - 93,4;

MgCO3 - 0,56;

ППП - 41,07;

Влажность - 24.

Лигносульфонаты технические (ЛCТ). Лигносульфонаты технические (концентраты сульфитно-дрожжевой бражки, концентраты сульфитно-спиртовой барды, литейный крепитель) жидкие, представляют собой натриевые или натрий-аммониевые соли лигносульфоновых кислот с примесью редуцирующих и минеральных веществ. Лигносульфонаты технические жидкие должны изготавляться в соответствии с требованиями ТУ 13-0281036-029-94.

Лигносульфонаты образуются из лигнина при сульфитной варке древесины с кислотой на натриевом или натрий-аммониевом основании в производстве целлюлозы. Относятся к анионоактивным ПАВ.

Продукт получается упариванием последрожжевой бражки до концентрации сухих веществ не менее 47%

Структурная формула:

Состав по компонентам: лигносульфонаты - 38,0 - 42,0%; натрия (натрий-аммония) сахара (глюкоза) - 5,0 - 3,0%; натриевые или натрий-аммониевые соли сернистой кислоты - 3,0 - 4,0%.

Лигносульфонаты технические выпускаются в виде следующих марок:

Марка А - лигносульфонаты технические натриевые или натрий-аммониевые оптимальной вязкостью и улучшенными связующими свойствами, предназначенные для изготовления формовочных и стержневых смесей в массовом литейном производстве, а также для других отраслей.

Марка Б - лигносульфонаты технические натриевые или натрий-аммониевые для производства гранулированного техуглерода.

Марк В - лигносульфонаты технические натриевые или натрий-аммониевые общего назначения. Применяются в литейном производстве; в производстве фанеры и плит; в производстве огнеупоров, в качестве реагента для бурения нефтяных и газовых скважин; обеспыливающего материала; реагента для флотации руд: в качестве пластификатора цемента и бетона; диспергатора и стабилизатора суспензий в производстве химических средств защиты растений и др.

Марка Е, Ж - лигносульфонаты технические натриевые или натрий - аммониевые. Применяются в известковой и цементной промышленности в качестве разжижителя сырьевого шлама.

Лигносульфонаты технические жидкие по физико-химическим показателях должны соответствовать требованиям, указанным в таблице 2.1.

2.2 Ассортимент выпускаемой продукции и ее характеристика

По зерновому составу выпускают известь комовую, дробленую, молотую и порошковую. Комовую известь получают обжигом в печи карбонатного сырья.

Требования к важнейшим свойствам извести, применяемой в строительстве в качестве вяжущего материала и технологического компонента в промышленности строительных материалов, приведены в ГОСТ 9179-77 Известь строительная.

Таблица 2.1

Физико-химические показатели лигносульфоната

Наименование показателей	Норма для марок	Методы испытаний
	А	Б	В	Е	Ж
1	2	3	4	5	6	7
Внешний вид и цвет	Однородная текучая жидкость темно-коричневого цвета	Визуально
Массовая доля сухих веществ, % не менее	47,0	47,0	47,0	47,0	50,0	ТУ 13-0281036-029п.4.2.;4.3
Массовая доля золы к массе сухих веществ, % не более	18,0	25,0	23,0	-	30,0	ТУ 13-0281036-029 п.4.4
Концентрация ионов водорода раствора лигносульфонатов, ед. рН, не менее	4,4	6,0	4,5	4,0	4,6	ТУ 13-0281036-029 п.4.5
Предел прочности при растяжении высушенных образцов, МПа, не менее	0,60	-	0,40	-	0,80	ТУ 13-0281036-029 п.4.6
Вязкость условная по ВЗ 246 (сопло 6), с, не более	400	-	-	-	150	ТУ 13-0281036-029 п.4.7
Плотность, кг/м3, не менее	1225	-	-	-	1250	ТУ 13-0281036-029 п.4.10
Массовая доля аммонийного азота, %, не более	-	0,3	-	-	-	ТУ .13-0281036- 029 п.4.11
Массовая доля общей серы, %, не более	4,0	-	-	-	-	ТУ 13-0281036- 029 п.4.13
Массовая доля редуцирующих веществ к массе сухих веществ, %, не более, в пределах	-	-	-	-	10-20	ТУ 13-0281036- 029

Известь строительная комовая ГОСТ 9179-77.

Для второго сорта:

содержание активных СаО + MgO - не менее 80%,

время гашения - не более 8 мин (быстрогасящаяся),

содержание непогасившихся зерен - не более 11%,

содержание СО2 - не более 5%.

Для третьего сорта:

содержание активных СаО + MgO - не менее 70%,

время гашения - не более 8 мин.,

содержание непогасившихся зерен - не более 14%,

содержание СО2 - не более 7%.

Известь отличается стабильной активностью, высоким содержанием СаО и низким процентом примесей.

Известь строительная имеет широкое применение для приготовления известково-песчаного вяжущего, используемого для производства строительных материалов.

2.3 Расчет расходных коэффициентов по сырью и материального баланса

Материальный баланс на 1000 кг исходного сырья (мела).

Состав мела, мас.% : SiO2 - 5,25; Fe2O3 - 0,36; Al2O3 - 0,43; CaCO3 - 93,4; MgCO3 - 0,56; влажность - 24.

Приход:

1) Карьерный мел состоит из сухого мела и влаги (24%). Следовательно, 1000 кг карьерного мела будут содержать - 760 кг мела сухого и 240 кг воды.

Произведем пересчет заданного в процентах состава сырья по формуле:

mв-ва = Gcм · ?в-ва /100, (2.1)

где Gcм - расход сухого мела, кг;

?в-ва - состав мела, мас.%.

- m (CaCO3) = 760 93,4 / 100 = 709,84 кг;

m (MgCO3) = 760 0,56 / 100 = 4,26 кг;

m (SiO2) = 760 5,25 / 100 = 39,9 кг;

m (Al2O3) = 760 0,43 / 100 = 3,27 кг;

- m (Fe2O3) = 760 0,36 / 100 = 2,74 кг.

Произведем пересчет количества сухого мела с учетом пылеуноса.

Gc ум = Gcм / (100 - у) · 100%, (2.2)

где у - пылеунос. Пылеунос принимаем 4%.

Gc ум = 760 / (100 - 4) · 100% = 791,67 кг.

Тогда состав сырья, кг:

- m(CaCO3) = 791,67 93,4 / 100 = 739,4 кг

- m(MgCO3) = 791,67 0,56 / 100 = 4,43 кг

- m(SiO2.) = 791,67 5,25 / 100 = 41,56 кг

- m(Al2O3) = 791,67 0,43 / 100 = 3,40 кг.

- m (Fe2O3) = 791,67 0,36 / 100 = 2,85 кг.

Расход мела с учетом его карьерной влажности (24%):

Gвм = Gc ум /(100 - Wc) · 100%, (2.3)

где Wc - карьерная влажность мела, %.

Gвм = (791,67 / (100 - 24)) · 100% = 1041,67 кг.

Тогда карьерная влага составит:

m(H2O) = Gвм - Gc ум, (2.4)

m(H2O) = 1041,67 - 791,67 = 250 кг

Расход шлама с учетом влажности 38%.

Gш = Gc ум /(100 - Wc) · 100%, (2.5)

где Wc - влажность шлама, %.

Gш = (791,67 / (100 - 38)) · 100% = 1276,89 кг.

Расход добавочной воды составит:

Gдв = Gш - Gвм, (2.6)

Gдв = 1276,89 - 1041,67 = 235,22 кг.

6) Необходимое количество лигносульфонатов технических

m (ЛСТ) = 791,67 · 0,05 / 100 ? 0,4 кг

Расход:

Количество неразложившегося СаСО3 в извести Х, %:

(СаСО3 - Х) · 0,56 / (Х + П) = А / (100 - А), (2.7)

где П - примеси в составе мела, %;

А - активность извести, %.

(93,4 - Х) ? 0,56 / (Х + 6,6) = 80 / (100 - 80)

Х = 5,68%.

Степень декарбонизации:

= (СаСО3 - Х) / СаСО3, (2.8)

= (93,4 - 5,68) / 93,4 = 0,94.

Известь в своем составе содержит:

m(СаО) = m(CaCO3) · ? · Мr(CaО) / 100, (2.9)

- m(СаО) = 709,84 · 0,94 · 56 / 100 = 373,66 кг,

m(CaCO3 неразл.) = m(CaCO3) · Х / 100, (2.10)

- m(CaCO3 неразл.) = 709,84 · 5,68 / 100 = 42,59 кг,

- m(MgO) = 4,26 · 40 / 84 = 2,03 кг,

- m(SiO2) = 39,9 кг,

- m(Al2O3) = 3,27 кг,

- m(Fe2O3) = 2,74 кг.

Общая масса извести составит 461,19 кг.

Выделившийся СО2 из реакции разложения СаСО3:

m(CO2) = m(CaCO3)приход - m(CaO) - m(CaCO3)неразл., (2.11)

m(CO2) = 709,84 - 373,66 - 42,59 = 293,59 кг;

5) Выделившийся СО2 из реакции разложения MgCO3:

m(CO2) = m(MgCO3)приход - m(MgO), (2.12)

m(CO2) = 4,26 - 2,03 = 2,23 кг;

6) Всего испарившейся воды:

m(H2O) = m(H2O) + Gдв, (2.13)

m(H2O) = 250 + 235,22 = 485,22 кг.

7) Пылеунос составит:

m(пылеун.) = Gc ум - Gcм, (2.14)

m(пылеун.) = 791,67 - 760 = 31,67 кг.

Таблица 2.2

Сводная таблица материального баланса на 1000 кг сырья

Приход	Кол-во, кг	Расход	Кол-во, кг
Меловой шлам: 1. Карьерный мел в т.ч. 1.1. Мел сухой - СаСО3 - MgCO3 - SiO2 - Al2O3 - Fe2O3 1.2. Влага 2. Добавочная вода Добавка - ЛСТ	1041,7 739,4 4,43 41,56 3,40 2,85 250 235,22 0,4	1.Известь в т.ч. СаО СаСО3 неразл. MgO SiO2 Al2О3 - Fe2O3 2.СО2 по реакции разложения СаСО3 3.СО2 по реакции разложения MgCO3 4. Испарившаяся вода 5. Пылеунос 6.Добавка - ЛСТ	373,66 42,59 2,03 39,90 3,27 2,74 293,59 2,23 485,22 31,67 0,4
Итого:	1277,3	Итого:	1277,3

Пересчет материального баланса на 1000 кг готового продукта (извести).

Таблица 2.3

Сводная таблица материального баланса на 1000 кг готового продукта

Приход	Кол-во, кг	Расход	Кол-во, кг
Меловой шлам: 1. Карьерный мел 1.1. Мел сухой - СаСО3 - MgCO3 - SiO2 - Al2O3 - Fe2O3 1.2. Карьерная влага 2. Добавочная вода 3. Добавка - ЛСТ	2244,1 1705,53 1593 9,54 89,53 7,32 6,14 538,58 506,7 0,9	1. Известь в т.ч. - СаО - СаСО3 неразл. - MgO - SiO2 - Al2О3 - Fe2O3 2. СО2 по реакции разложения СаСО3 3. СО2 по реакции разложения MgCO3 4. Испарившаяся вода 5. Добавка - ЛСТ 6. Пылеунос	1000 804,98 91,75 4,37 85,96 7,04 5,9 632,48 4,80 1045,3 0,9 68,22
Итого:	2751,7	Итого:	2751,7

Определение потребности в сырье. Производительность печи - 12,5 т/ч; количество часов в смену - 12 часов; количество смен в сутки - 2 смены.

Число дней в году - 365 дней из них: остановок на капитальный ремонт - 30 суток в год; на текущий ремонт - 28 суток в год. Итого рабочих дней в году - 307.

Таблица 2.4

Потребность сырья

Наименование материала, т	Расход сырья, т
	1 час	1 смена	1 сутки	1 год
Меловой шлам	34,3963	412,7556	825,5112	253431,93
Мел с карьерной влажностью 24%	20,0513	336,6156	673,2312	206681,97
Мел сухой	21,3191	255,8292	511,6584	157079,12
Добавочная вода	6,3338	76,0056	152,0112	46667,438
Лигносульфонаты технические	0,0113	0,1356	0,2712	83,2584

2.4 Тепловые расчеты

2.4.1 Расчет горения топлива

Топливо - природный газ

Состав сухого газа, %:

СН4с - 97,742;

С2Н6с - 0,921;

С3Н8с - 0,304;

С4Н10с - 0,116;

С5Н12с - 0;

СО2с - 0,06;

N2с - 0,857;

Н2S - 0.

Сумма - 100.

Паров воды - 0% значит, содержание влаги в газе 0%.

Определим теплоту сгорания газа по формуле:

Qн = 358,2СН4 + 637,5С2Н6 + 912,5С3Н8 + 1186,5С4Н10 + 1460,8С5Н12, (2.15)

Qн = 358,2 · 97,742 + 637,5 · 0,921 + 912,5 · 0,304 + 1186,5 · 0,116 + 1460,8 · 0 ? 36014 кДж/нм3

Находим теоретически необходимое количество сухого воздуха по формуле:

L0 = 0,0476 (2СН4 + 3,5С2Н6 + 5С3Н8 + 6,5С4Н10 + 8С5Н12), (2.16)

L0 = 0,0476 (2 · 97,742 + 3,5 · 0,921 + 5 · 0,304 + 6,5 · 0,116 + 8 · 0) = 9,57 нм3 / нм3

Принимаем влагосодержание атмосферного воздуха d = 10 г/кгсух.возд. и находим теоретически необходимое количество атмосферного воздуха с учетом его влажности по формуле:

L'0 = 1,016 · L0, (2.17)

L'0 = 1,016 · 9,57 = 9,72 нм3 / нм3

Действительное количество воздуха при коэффициенте расхода ? = 1,15 и ? = 1,05 находим по формулам:

Сухого воздуха

L? = ? L0, (2.18)

L? = 1,05 · 9,57 = 10,0485 нм3 / нм3

Атмосферного воздуха

L'? = ? L'0 (2.19)

L'? = 1,05 · 9,72 = 10,206 нм3 / нм3

Определяем количество и состав продуктов горения при ? = 1,05 по следующим формулам:

VСО2 = 0,1 (CO2 + СН4 + 2С2Н6 + 3С3Н8 + 4С4Н10 + 5С5Н12), (2.20)

VСО2 = 0,1 (0,06 + 97,742 + 2 · 0,921 + 3 · 0,304 + 4 · 0,116 + 5 · 0) = 1,01 нм3 / нм3

VН2О = 0,01 (2СН4 + 3С2Н6 + 4С3Н8 + 5С4Н10 + 6С5Н12 + Н2О + 0,16d L?), (2.21)

VН2О = 0,01 · (2 · 97,742 + 3 · 0,921 + 4 · 0,304 + 5 · 0,116 + 6 · 0 + 0 + 0,16 · 10 ·10,0485) = 2,16 нм3 / нм3

VN2 = 0,79L? + 0,01N2 , (2.22)

VN2 = 0,79 · 10,0485 + 0,01 · 0,857 = 7,95 нм3 / нм3

VО2 = 0,21 · (? - 1) · L0 , (2.23)

VО2 = 0,21 · (1,05 - 1) · 9,57 = 0,10 нм3 / нм3

Тогда общее количество продуктов горения составляет:

V? = VСО2 + VN2 + VH2O + VO2 , (2.24)

V? = 1,01 + 2,16 + 7,95 + 0,10 = 11,22 нм3 / нм3

Определяем процентный состав продуктов горения:

СО2 = 1,01 · 100 / 11,22 = 9,002%;

Н2О = 2,16 · 100 / 11,22 = 19,251%;

N2 = 7,95 · 100 / 11,22 = 70,856%;

О2 = 0,10 · 100 / 11,22 = 0,891%;

Всего 100 %.

Топливо - мазут марки 40. Содержание золы Ар = 0,2%, содержание влаги Wр = 3,0%. Коэффициент расхода воздуха при сжигании мазута с помощью с помощью новой горелки ? = 1,05.

Состав горючей массы мазута, %:

Сг - 87,4;

Нг - 11,2;

Ог - 0,5;

Nг - 0,4;

Sг - 0,5.

Сумма - 100.

Определяем состав рабочего топлива.

Cодержание элементов в рабочем топливе

Ср = С · ( 100 - (А + W )) / 100, (2.25)

Ср = 87,4 · ( 100 - (0,2 + 3,0)) / 100 = 84,6%

Нр = 11,2 · 0,968 = 10,8%

Ор = 0,5 · 0,968 = 0,5%

Nр = 0,4 · 0,968 = 0,4%

Sр = 0,5 · 0,968 = 0,5%

Состав влажного рабочего топлива, %:

Ср - 84,6;

Нр - 10,8;

Ор - 0,5;

Nр - 0,4;

Sр - 0,5;

Ар - 0,2;

Wр - 3,0;

Сумма - 100.

Теплоту сгорания мазута находим по формуле:

Qрн = 339Ср + 1030Нр - 108,9(Ор - Sр) - 25Wр , (2.26)

Qрн = 339 · 84,6 + 1030 · 10,8 - 108,9 · (0,5 - 0,5) - 25 · 3,0 = 28679,4 + 11124 - 0 - 75 = 39728,4 кДж/кг

Теоретически необходимое для горения количество сухого воздуха находим по формуле:

L0 = 0,0889Ср + 0,265Нр - 0,0333 · (Ор - Sр), (2.27)

L0 = 0,0889 · 84,6 + 0,265 · 10,8 - 0,0333 · 0 = 10,383 нм3 /кг

Количество атмосферного воздуха при его влагосодержании d = 10 г/кгсух. возд. Определяем по формуле (2.17)

L'0 = 1,016 · 10,383 = 10,549 нм3 /кг

Действительное количество воздуха находим по формулам (2.18; 2.19).

сухого L? = 10,383 · 1,05 = 10,90 нм3 /кг

атмосферного L'? = 10,549 · 1,05 = 11,08 нм3 /кг

Определяем количество и состав продуктов полного горения при ? = 1,05:

VСО2 = 0,01855 · Сфр , (2.28)

где Сфр = 1,0 · Ср - фактически сгоревший углерод (учитывается недожог углерода)

VСО2 = 0,01855 · 84,36 = 1,569 нм3 / кг

VSO2 = 0,007 · Sр, (2.29)

VSO2 = 0,007 · 0,5 = 0,004 нм3 / кг

(в сумме VRO2 = 1,569 + 0,004 = 1,573 нм3 / кг).

VН2О=0,112Нр + 0,0124 (Wр + 100Wпар) + 0,0016d · L?, (2.30)

где Wпар - весовое количество пара, вводимого для распыления жидкого топлива, кг/кгтоп. Wпар = 0 кг / кгтоп.

VН2О = 0,112 · 10,8 + 0,0124 · 3,0 + 0,0016 · 10 · 10,90 = 1,421 нм3 / кг

VN2 = 0,79L? + 0,008Nр , (2.31)

VN2 = 0,79 · 10,90 + 0,008 · 0,4 = 8,614 нм3 / нм3

VО2 = 0,21(? - 1) L0 , (2.32)

VО2 = 0,21(1,05 - 1) · 10,90 = 0,114 нм3 / нм3

Тогда общее количество продуктов горения составляет:

V? = VСО2 + VSO2 + VH2O +VN2 + VO2 , (2.33)

V? = 1,569 + 0,004 + 1,421 + 8,614 + 0,114 = 11,722 нм3 / кг

Процентный состав продуктов горения:

СО2 = 1,569 · 100 / 11,722 = 13,39%

SО2 = 0,004 · 100 / 11,722 = 0,03%

H2О = 1,421 · 100 / 11,722 = 12,12%

N2 = 8,614 · 100 / 11,722 = 73,49%

О2 = 0,114 · 100 / 11,722 = 0,97%

Всего 100%

Определяем теоретическую температуру горения. Для этого находим теплосодержание продуктов горения с учетом подогрева воздуха до tв = 280?С при ? = 1,05.

По i - t - диаграмме находим теплоту нагрева атмосферного воздуха i возд = = cв · tв = 1,3127 · 280 = 367.56 кДж/нм3

i общ = Qнр / V? + L'? · i' возд / V? , (2.34)

i общ = 36014 / 11,22 + 10,05 · 367.56 / 11,22 = 3539,03 кДж/нм3

По i - t - диаграмме находим теоретическую температуру горения при при ? = 1,05 - t теор = 2020?С. Калориметрическая температура горения по этой же диаграмме (пунктирные линии) при ? = 1,05 - t к = 2110?С.

Для сравнения определим калориметрическую температуру (расчетную) горения с помощью таблиц энтальпий. Задаемся температурами t1 = 2100?С, и t2 = 2200?С.

Теплота продуктов горения для температур t1 и t2

При t1 = 2100?С

СО2 = 0,090 · 5115,7 = 460,413 кДж/нм3

Н2О = 0,193 · 4163,5 = 803,555 кДж/нм3

N2 = 0,709 · 3127,7 = 2217,539 кДж/нм3

О2 = 0,009 · 3309,4 = 29,785 кДж/нм3

i1 = 3511,292 кДж/нм3

При t2 = 2200?С

СО2 = 0,090 · 5387,0 = 460,413 кДж/нм3

Н2О = 0,193 · 4402,2 = 849,625 кДж/нм3

N2 = 0,709 · 3289,3 = 2332,114 кДж/нм3

О2 =0,009 · 3482,7 = 31,344 кДж/нм3

i2 = 3697,913 кДж/нм3

Следовательно,

tрасч = t1 + (i общ - i1 / i2 - i1) · (t1 - t2), (2.35)

tрасч = 2100 + (3539,03 - 3511,292 / 3697,913 - 3511,292) · (2200 - 2100)

tрасч ? 2115?С

Так как продукты горения топлива нагреваются до высоких температур, то происходит частичная диссоциация СО2 и Н2О (достигающая иногда 10%), которая сопровождается поглощением тепла. Поэтому теоретическая температура tтеор будет всегда ниже tк.

Количество теплоты на диссоциацию определяют по формуле:

iдис = iдисСО2 + iдисН2О, (2.36)

iдисСО2 = а · VСО2 · QСО2 , (2.37)

где а - коэффициент диссоциации СО2 . При ? = 1,05 и t = 2115?С, а = 0,19;

QСО - эндотермический тепловой эффект диссоциации СО. При температуре 2115?С.

QСО = (12310 - 12520) · (2115 - 1500)/500 + 12520 = 12261,7 кДж/м3 СО

iдисСО2 = 0,19 · 0,090 · 12261,7 = 209,68 кДж/м3

iдисН2О = в · VН2О · QН2 , (2.38)

где в - степень диссоциации Н2О. При ? = 1,05 и t = 2115 ?С, в = 0,03;

QН2 - эндотермический тепловой эффект диссоциации Н2. При температуре 2115?С.

Q Н2 = (11180 - 11260) · (2115 - 1500) / 500 + 11260 = 11161,6 кДж/м3

Тогда

iдисН2О =0,03 · 0,193 · 11161,6 = 64,63 кДж/м3

Потери тепла в зоне обжига составляют:

Q IIIпот = 464,87 кДж

Тогда энтальпия уходящих газов с учетом диссоциации СО2, Н2О и долевого излучения:

i теор = i общ - iдисСО2 - iдисН2О - QIIIпот , (2.39)

i теор = 3539,03 - 209,68 - 64,63 - 464,87 = 2799,85 кДж

Теоретическую температуру газового потока при выходе из зоны обжига соответствующую энтальпии i теор = 2799,85 кДж, определяем методом подбора.

При t2 = 1700?С

СО2 = 0,090 · 4036,7 = 363,303 кДж/нм3

Н2О = 0,193 · 3229,4 = 623,274 кДж/нм3

N2 = 0,709 · 2484,1 = 1761,227 кДж/нм3

О2 = 0,009 · 2628,6 = 23,657 кДж/нм3

I2 = 2771,461 кДж/нм3

При t1 = 1800?С

СО2 = 0,090 · 4305,1 = 387,459 кДж/нм3

Н2О = 0,193 · 3458,5 = 667,491 кДж/нм3

N2 = 0,709 · 2643,7 = 1874,383 кДж/нм3

О2 = 0,009 · 2797,7 = 25,179 кДж/нм3

i1 = 2954,512 кДж/нм3

Следовательно,

tтеор = 1700 + (2799,85 - 2771,461) / (2954,512 - 2771,461) · (1800 - 1700)

tтеор = 1720?С

тогда действительная температура

tд = tтеор · ? пир , (2.40)

где ? пир - пирометрический коэффициент полезного действия процесса горения (коэффициент прямой отдачи). Для вращающих печей по опытным данным ? пир = 0,8

tд = 1720 · 0,8 = 1380?С

2.4.2 Тепловой расчет вращающейся печи для производства извести по мокрому способу

Исходные данные:

Содержание СаСО3, % 93,4

Карьерная влажность сырья Wc , % 24

Влажность сырья поступающего в печь Wc/ , % 38

Начальная температура сырья t, 0С 10

Температура наружного воздуха tср.год.,0С 10

Температура извести на выходе из печи tu// 900

Температура извести на выходе из

холодильника tх.м., 0С 100

Температура отходящих из печи газов tо.г.,0С 155

Активность извести А, % 80

Размеры печи, м 3,6 ? 110

Производительность печи, т/ч 12,5

Топливо - природный газ, теплотворная способность

Qнр, кДж/нм3 36014

Расчет ведется на 1 кг извести.

Приходные статьи:

1. Теплота сгорания топлива, включая его начальное теплосодержание

Q1п = хт (Qнр + ст · t ср.год), (2.41)

где ст - объемная теплоемкость топлива при температуре t ср.год = 10?С, ст = 1,59 кДж/м3·град.

ст = 1,55 - 1,72 кДж/м3·град. Принимаем ст = 1,59 кДж/м3·град.

Q1п = хт (36014 + 1,59 · 10) = 36029,9 хт кДж;

2. Начальное теплосодержание расходуемого сухого воздуха

Q2п = xт Vв св t ср.год , (2.42)

где св - объемная теплоемкость воздуха при температуре t ср.год = 10 ?С, св = 1,2974 кДж/м3 град.

Q2п = хт 10,05 1,2974 10 = 130,4 хт кДж.

3. Приход тепла с сырьем

Q3п = (Gcс cc + Gфw cW) · t ср.год, (2.43)

где Gcс - расход сухого сырья на 1 кг извести с учетом пылеуноса в количестве 4%, Gcс = 1,71 кг/кг изв. (из материального баланса);

Gфw - выход влаги из сырья, Gфw = G сw - Gсс = 2,25 - 1,71 = 0,54 кг/кг изв. (из материального баланса).

сс - теплоемкость мелового шлама, кДж/кг град

сw - теплоемкость воды, кДж/кг град

Q3п = (1,71 0,88 + 0,54 4,19) · 10 = 37,67 кДж;

4. Приход тепла с добавочной водой

Q4п = (GW cW · t ср.год), (2.44)

Q4п = 0,51 · 4,19 · 10 = 21,37 кДж

Расходные статьи:

1. Расход тепла на декарбонизацию СаСО3:

, (2.45)

кДж

2. Потери тепла с отходящими газами:

Q2р = [xт · ( VтCO2 c CO2 + VтH2O · cH2O + VтN2 · cN2 + VтO2 cO2) +VCO2 ·cCO2 + VобщW ·cH2O] · tо.г), (2.46)

Tеплоемкости газов взяты при температуре tо.г. =155?С, объемы газов взяты из расчета процесса горения при ? = 1,05.

Q2р = [xт · (1,01 1,7482 + 2,16 · 1,5145 + 7,95 · 1,2979 + 0,1 · 1,3273)+(0,64/1,977)·1,7482+(1,05/0,805)·1,5145]·155=2400,64хт + 393,91 кДж

3. Потери тепла с известью из печи:

Q3р = G3 · с3 t// , (2.47)

где с3 = 0,829 кДж/кг град

Q3р = 1,0 · 0,829 900 = 802,8 кДж;

4. Потери тепла с пылеуносом:

Q4p = Gп · сп · tо.г. , (2.48)

где Gп = Gсс - GсСО2 - 1 =1,71 - 0,64 - 1 = 0,07 кг/кгизв.(из материального баланса).

сп = 0,961 кДж/кг · град

Q4p = 0,07 0,961 155 = 10,43 кДж;

5. Потери тепла в окружающую среду через стенки печи и холодильника:

Q5p = 0,14 Q1п, (2.49)

Q5p = 0,14 36029,9 xт = 5044,19 xт кДж;

6. Расход тепла на испарение воды:

Q6р = 2500 · Gwобщ, (2.50)

где 2500 - скрытая теплота парообразования кДж/кг влаги

Q6р = 2500 · 1,05 = 2625 кДж

Из уравнения теплового баланса определяем удельный расход топлива хт

?Qприх =?Qрасх , (2.51)

Qп1 + Qп2 + Qп3 + Qп4 = Qр1 + Qр2 + Qр3 + Qр4 + Qр5 + Qр6

36029,9 xт + 130,4 xт + 37,67 + 21,37 = 2854,92 + 2400,64xт + 393,91 + 802,8 + 10,43 + 5044,19 xт + 2625

xт = 0,2304 м3 / кгизв.

Расход условного топлива

[хт] = хт ·Qнр /29330, (2.52)

где хт - расход топлива на обжиг извести, нм3/кгизв,

29330 кДж/кгт - теплотворная способность условного топлива.

[хт]= 0,2304·36014/29330=0,283 кгусл.т/кгизв

Составляем тепловой баланс вращающейся печи при производстве извести из мелового сырья мокрым способом и сводим в таблицу 2.7.

Таблица 2.7

Сводная таблица теплового баланса вращающейся печи при производстве извести из мелового сырья мокрым способом

Приход тепла	кДж/кгизв	Расход тепла	кДж/кгизв
1. Теплота сгорания топлива 2. Теплосодержание воздуха, направляемого в печь при 10 ?С 3. Теплосодержание загружаемого сырья при 10 ?С 4. Теплосодержание добавочной воды	8301,29 30,04 37,67 21,37	1. Тепло на декарбонизацию СаСО3 2. Потери тепла с отходящими газами 3. Тепло с известью, выгру-жаемой из печи 4. Потери тепла с пыле-уносом 5. Потери тепла через стенки печи и холодильника в окружающую среду 6.Тепло на нагрев и испарение влаги	2854,92 947,02 802,8 10,43 1162,18 2625,0
Итого:	8390,37	Итого:	8402,35

Невязка баланса: (8402,35 - 8390,37) · 100% / 8390,37 = 0,14%

Температурный режим вращающейся печи.

1. Задаемся температурой материала в каждой зоне печи:

I - зона испарения - от 10 до 110?С,

II - зона подогрева - от 110 до 900?С,

III - зона обжига - от 900 до 1200?С,

IV - зона охлаждения - 1200 до 900?С.

Холодильник - от 900 до 100?С

2. Потери тепла через стенки печи с распределением по зонам:

I зона - 15% потерь тепла через стенки печи:

QIпот. = 0,15 Q5р , (2.53)

Q5р = 5044,19 · xт = 5044,19 · 0,2304 = 1162,18 кДж;

QIпот. = 0,15 · 1162,18 = 174,33 кДж.

II зона - 25 % от общих потерь тепла через стенки печи:

QIIпот. = 0,25 Q5р , (2.54)

QIIпот. = 0,25 1162,18 = 290,55 кДж;

III зона - 40 % от общих потерь тепла через стенки печи:

QIIIпот. = 0,4 Q5р , (2.55)

QIIIпот. = 0,4 1162,18 = 464,87 кДж;

IV зона - 20 % потерь тепла через стенки печи, включая холодильник:

QIVпот. = 0,2 Q5р - Qхол.пот. , (2.56)

Потери тепла в холодильнике составляют 10 % от количества тепла, внесенного в холодильник нагретой известью:

Qхол.пот. = 0,1 Gи · си tи// , (2.57)

Qхол.пот. = 0,1 1,0 0,892 · 900 = 80,28 кДж,

тогда

QIVпот. = 0,2 1162,18 - 80,28 = 152,16 кДж.

3. Температуру горячего воздуха, поступающего из холодильника, находим из уравнения теплового баланса холодильника.

Приход тепла:

Си · си · tи// + хт · Vв · св · tср. год + Gп · сп · tгорв = 1,0 · 0,892 · 900 + 0,230 · 10,05 · 1,2974 · 10 + 0,07 · 0,961 · tгорв = 832,79 + 0,0673 tгорв

Расход тепла

Си · си tх.м. + хт · Vв · св · tвгор. + Gп · сп · tгорв + Qхол.пот. = 1,0 0,787·100 + 0,230

10,05 · 1,3127 · tгор.в + 0,07 0,961 tгор.в + 80,28 = 158,98 + 3,1016 · tгор.в

св взята при средней температуре в интервале 200 - 300?С

Из уравнения теплового баланса находим:

832,79 + 0,0673 · tгорв = 158,98 + 3,1016 · tгор.в

tгор.в ? 225 ?С.

4. Температуру воздуха перед очагом горения определяем из уравнения теплового баланса зоны охлаждения печи.

Приход тепла:

Си · си · tи/// + хт · Vв · св · tгорв + Gп · сп · tобжв = 1,0 · 0,928 · 1200 + 0,230 · 10,05 ·

· 1,3127 · 225 + 0,07 · 0,961 · tобжв = 1796,32 + 0,0673 · tобжв

Расход тепла:

Си · си tи// + хт · Vв · св · tобжв. + Gп · сп · tгорв + QIVпот. = 1,0 0,892·900 + 0,230

10,05 · 1,3127 tобжв + 0,07 0,961 225 + 152,16 = 970,1 + 3,0343 tобжв

св взята при средней температуре 200-300?С.

Из уравнения теплового баланса находим:

1796,32 + 0,0673 tобжв = 970,1 + 3,0343 · tобжв

tобжв ? 280?С

5. Температуру газов на границе зоны подогрева - зоны декарбонизации находим из теплового баланса зоны декарбонизации.

Приход тепла:

Gc cc t + xт · (VCO2 cCO2 + VH2O cH2O + VN2 cN2 + VO2 cO2) t д + ((G CO2 /?CO2)

· с CO2 ) t д = 1,71 · 0,99 · 900 + 0,230 · (1,01 · 2,3018 + 2,16 · 1,8155 + 7,95 ·

· 1,4301 + 0,1 · 1,5155) · 1380 + (0,64 / 1,977) · 2,3018 · 1380 = 8191,20 кДж.

Расход тепла:

Gи cи t// + xт (VCO2 cCO2 + VH2O cH2O + VN2 cN2 + VO2 cO2) · t под + Q1р + Gи cи ·

· t под = 1,0 · 0,892 · 900 + 0,230 · (1,01 · 2,2495 + 2,16 · 1,736 + 7,95 · 1,4090 + 0,1 · 1,4950) · t под + 2854,92 + 0,0673 · t под = 3657,72 + 4,0768 · t под

Теплоемкости средние при температуре 1100 - 1200?С.

Из уравнения теплового баланса находим:

8191,20 = 3657,72 + 4,0768 · t под

t под ? 1115?С

6. Температуру газов на границе зоны испарения - зоны подогрева находим из теплового баланса зоны подогрева.

Приход тепла:

Gc cс t + xт · (VCO2 cCO2 + VH2O cH2O + VN2 cN2 + VO2 cO2) · t под = 1,71 · 0,89 ·

· 110 + 0,230 · (1,01 · 2,2495 + 2,16 · 1,7636 + 7,95 · 1,4090 + 0,1 · 1,4950) · 1115= 4637,95 кДж.

Расход тепла:

Gc cс t + xт · (VCO2 cCO2 + VH2O cH2O + VN2 cN2 + VO2 cO2) · t исп + QIIпот =

= 1,71 · 0,99 · 900 + 0,230· (1,01 · 2,1099 + 2,16 · 1,6547 + 7,95 · 1,3604 + 0,1 ·

· 1,4423) · t исп + 290,55 = 1814,16 + 3,8328 · t исп

Теплоемкости средние при температуре 700 - 800?С.

Из уравнения теплового баланса находим:

4637,95 = 1814,16 + 3,8328 · t исп

t исп ? 740 ?С

Тепловой коэффициент полезного действия печи составляет:

?1 = (Q1р + Qр6) · 100 / ?Qп , (2.58)

?1 = (2854,9 + 2625) · 100 / 8390,37 = 65,3 %

Технологический коэффициент полезного действия печи составляет:

?2 = (Q1р + Qр7) / Qп1 , (2.59)

?2 = (2854,9 + 2625) · 100 / 8301,29 = 66 %

2.5 Расчет основных аппаратов и подбор вспомогательного оборудования

2.5.1 Расчет вращающейся печи. Определим размеры вращающейся печи для обжига извести производительностью Р = 12,5 т/ч.

Диаметр печи определим по формуле:

, (2.60)

где Dс - диаметр (средней) печи в свету, м.

Ф - тепловая мощность печи в среднем, которая определяется по формуле:

Ф = 0,278 · Р · Q,

где 0,278 кг/с = 1 т/ч

Q - удельное количество теплоты, расходуемое на образование 1 кг извести (по тепловому балансу Q = 36029,9 · хт = 36029,9 · 0,2304 = 8301,3 кДж)

Тогда

Ф = 0,278 · 12,5 · 8301,3 = 28,85 МВт

Принимаем Dс = 3,2 м. Тогда, диаметр печи по кожуху при толщине футеровки 160 мм

D = Dc + 2 · 0,16 = 3,2 + 2 · 0,16 = 3,52 м

Принимаем D = 3,6 м

Длину вращающейся печи (мокрого способа обжига) определяем по формуле:

L = 7,63 (24Р)0,45 · к, (2.61)

L = 7,63 (24 · 12,5)0,45 · 1,1 = 109,3 м

где к - коэффициент запаса, поправочный коэффициент.

Принимаем L = 110 м.

Определяем продолжительность обжига материала по формуле:

где ? - угол естественного относа материала; ? = 40 - 50?. Принимаем ? = 45?.

i - угол наклона, %. Принимаем i = 3,5%

n - частота вращения барабана печи, об/мин. Принимаем n = 1,42 об/мин.

Средняя скорость движения материала в печи:

Определяем коэффициент заполнения печи материалом по формуле:

где Р - производительность печи, кг/с 12,5 · 1000 / 3600 = 3,47 кг/с

G - средний расход загружаемого и выгружаемого материала, кг/кгизв.

G = 0,5 · (Gcw + 1) = 0,5 · (2,25 + 1) = 1,625 кг/кгизв.

? - средняя по длине барабана плотность материала, кг/м3; ? = 1200 - 1500 кг/м3. Принимаем ? = 1200 кг/м3.

принимаем ? = 8%.

Определяем мощность привода вращающейся печи.

Суммарную полезную мощность привода барабана можно представить формулой:

Суммарную потерянную мощность рассчитаем по формуле:

Nпот = 0,2 · 10-3 · n · ? [Rб · ? · f / r + (Rб / r + 1) · ? ] P, (2.66)

где Rб - наружный радиус бандажа, м (по чертежу), Rб = 2125 м;

Dн.банд/2 = 4,25 / 2 = 2,125 м;

r - наружный радиус опорного ролика, r = 0,65 м (d = (0,25 ? 0,33) · Dн.банд, d = 1,06 ? 1,40 м, принимаем d = 1,3м, r = 1,300 / 2 = 0,65м);

? - наружный радиус вала ролика, м, ? = 0,45 / 2 = 0,225м;

Z - число опор барабана, Z = 5;

f - коэффициент трения скольжения в подшипниках, f = 0,02 ? 0,04. Принимаем f = 0,02;

? - коэффициент качения бандажей по роликам. ? = 0,0005 ? 0,001. Принимаем ? = 0,0005;

Р - сила тяжести барабана направленная на каждую опору,

Нр = 9213,5 / 5 = 1842,7 кН

Nпот = 0,2 · 10-3 · 1,42 · ? [2,125 · 0,225 · 0,02 / 0,65 + (2,125 / 0,65 + 1) 0,0005 ] ·

· 184270 · 103 = 44,08 кВт

Таким образом, полная мощность привода барабана с учетом механического КПД зубчатой передачи (? = 0,9 - 0,95) составляет:

N = 1 / ? (No + Nпот), (2.67)

N = 1 / 0,95 (80,7 + 44,08) = 131,35 кВт

Мощность электродвигателя главного привода N = 132 кВт.

Найдем емкость печи или вес одновременной загрузки материала из формулы:

Р = G / ?, (2.68)

где Р - производительность печи, т/ч

G - емкость печи или вес одновременно - загрузки материала, т.

G = P · ? = 12,5 · 2,39 = 29,875т

Удельная производительность, характеризующая использование объема печи или съем продукции с 1 м3 объема печи.

Рv = G / ? ·V, (2.69)

где V - внутренний объем рабочего пространства печи, м3

V = ? · D2c · L / 4, (2.70)

V = 3,14 · 3,22 · 110 / 4 = 884,2м3

Тогда

Рv = 29,875 / 2,39 · 884,2 = 0,014 т/м3ч или 0,014 · 24 = 0,336 т/м3сут

Удельная производительность, характеризующая использование пода печи или съем продукции с 1 м2 пода печи.

РF = G / ? · F, (2.71)

где F - площадь пода печи, м2

F = V / L, (2.72)

где L - высота рабочего пространства, м

F = 884,2 / 110,0 = 8,04 м2

РF = 29,875 / 2,39 · 8,04 = 1,555 т/(м2 · ч) · 24 = 37,32 т/м2сут

Таким образом, выбираем вращающуюся печь 3,6 ? 110 м. Основные характе-ристики вращающейся печи 3,6 ? 110м приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8

Основные характеристики вращающейся печи 3,6 ? 110 м

Показатели	3,6 ? 110 м
1	2
Отношение L/ D Уклон корпуса, % Частота вращения корпуса, об/мин	34,4 3,5 0,25 - 1,17
Производительность, т/ч	12,5
Удельные съемы извести: т/м2 в сутки т/м3 в сутки	42,2 0,38
Содержание СаО + MgO, %	80
Удельный расход топлива на 1 т физической извести, кг	290-310
Потребляемая электроэнергия, кВт/ч	29
Вид сырья	Меловой шлам
Влажность шлама, %	40
Удельный расход сухого сырья с учетом пылеуноса, кг/кг	1,8
Пылеунос, %	5
Вид топлива	Природный газ, мазут
Тип внутрипечного теплообмена	Цепной на участке печи длиной 30 м
Тип холодильника	Однобарабанный размером 2,5 ? 38 м

Подбор горелки для вращающейся печи.

В результате реконструкции цеха по проекту происходит замена горелки типа ОГМГ на новую более модернизированную горелку типа М.А.S./ /ЕG.Х. Подбор горелки М.А.S./ /ЕG.Х для вращающейся печи осуществляем по таблице 2.9.

Исходя из максимальной тепловой мощности и расхода топлива выбрана гарелка М.А.S./2/ЕG.Х.

2.5.2 Расчет барабана на прочность

1. Нахождение распределительной нагрузки. Для проектирования барабана выбираем по ГОСТ 19903-74 сталь прокатную толстолистовую. Ширина листа l1 = 2 м.

Количество листов

n= Lб / l1, (2.73)

где Lб = 110 м - длина барабана.

n= 110 / 2 = 55 листов

Ориентировочная толщина листа (стенки барабана)

? = 0,01 · Dвн, (2.74)

где Dвн = 3,2 м - внутренний диаметр барабана.

? = 0,01 · 3,2 = 0,032 м

Длина листа

l = ? · Dср, (2.75)

где Dср = Dвн + ? =3,2 + 0,032 = 3,232 м - средний диаметр барабана.

l = 3,14 · 3,232 = 10,1485 м

Вес металла

Gмет = ?мет · Vмет · g, (2.76)

где ?мет = 7850 кг/м3 - плотность металла;

Vмет - объем металла, м3 ;

g = 9,807 м/c2 - ускорение свободного падения;

Vмет = ? · Dср · Lб · ? = 3,14 · 3,232 · 110 · 0,032 = 35,723 м3.

Тогда

Gмет = 7850 · 35,723 · 9,807 = 2750 кН

Общая масса цепей mц = 45,6 т.

Вес цепей

Gцеп = mц · g, (2.77)

Gцеп = 45,6 · 103 · 9,807 = 447 кН

Вес футеровки

Gф = g · Vф · ?ф , (2.78)

где Vф - объем футеровки барабана, м3

?ф - плотность футеровки, кг/м3

Футеровка барабана в цепной зоне - жаропрочный клинкеробетон, армированный спиральной арматурой. Количество бетона - 68 м3, плотность бетона ?1 = 2200 кг/м3

G1 = 9,807 · 68 · 2200 = 1467 кН

Футеровка барабана в зоне декарбонизации - кирпич марки ХМЦ - 25,29 в количестве 160 т

G2 = g · m2 = 9,807 · 160 · 103 = 1569 кН

Футеровка барабана в остальных зонах - шамотный кирпич марки ШПУ №3 и 4 в количестве 103 т.

G3 = g · m3 = 9,807 · 103 · 103 = 1010 кН

Тогда

Gф = G1 + G2 + G3 = 1467 + 1569 + 1010 = 4046 кН

Вес наполнения

Gнап = Vвн · ?нап · g · ?, (2.79)

где Vвн - внутренний объем печи, м3;

?нап - насыпная плотность материала, кг/м3;

?нап = 2000 кг/м3 - для мела;

? = 0,08 - 0,1 - коэффициент заполнения барабана. Принимаем ? = 0,08.

Vвн = ? · D2ф · Lб / 4 = 3,14 · (3,2 - 2 · 0,16)2 · 110 / 4 = 716,22 м3

Тогда

Gнап = 716,22 · 2000 · 9,807 · 0,08 = 1124 кН

Вес бандажей (5 бандажей, mбанд = 200 кг)

Gбанд = 5 · mбанд · g, (2.80)

Gбанд = 5 · 200 · 9,807 = 9,807 кН

Вес входящий в распределительную нагрузку

G1 = (Gмет + Gф + Gнап) · 1,1 + Gбанд , (2.81)

G1 = (2750 + 4046 + 447 + 1124) · 1,1 + 9,807 = 9213,507 кН

Распределительная нагрузка

q = G1 / Lб = 9213,507 / 110 = 83,76 кН/м

Вес венцовой шестерни (mвш = 500 кг)

Gвш = mвш · g = 500 · 9,807 = 4,903 кН

Общий вес барабана

G = G1 + Gвш , (2.82)

G = 9213,507 + 4,903 ? 9220 Кн

2. Построение эпюр поперечных сил и изгибающих моментов.

Барабан опирается на 5 опор (рис.2). Принимаем что барабан опирается на три опоры (А, В и Д). Рассмотрим часть балки, опирающуюся на опоры А и В.

Реакции RA и RB1 находим из условия равновесия, записав уравнение моментов относительно каждой опоры:

Для опоры А: ? МА = 0

q · 8,1 · 8,1 / 2 - q · 48,041 · 48,041 / 2 + RВ1 · 48,041 = 0

q · 32,805 - q · 1153,969 + RВ1 · 48,041 = 0

RВ1 = q (32,805 - 1153,969) / 48,041 = 1954,761 кН