трусики женские украина

На головну

 Забезпечення екологічної безпеки шляхом розробки малоотходного способу реутилізацію сірчанокислих відходів акумуляторних батарей - Екологія

Введення

Екологічна безпека та ефективне функціонування економіки кожної держави нерозривно пов'язані з транспортною галуззю. Транспортні системи являють собою об'єкти підвищеного ризику, впливають на життєдіяльність населення, санітарно-епідеміологічну та екологічну безпеку держави.

Одне з основних напрямів державної політики щодо питань екологічної безпеки - розвиток технологій переробки та утилізації відходів [1], в тому числі відходів автомобільного транспорту, найбільш небезпечними з яких є свинцево-кислотні акумулятори. Головна і найбільш небезпечна в екологічному плані проблема - викидання відпрацьованих акумуляторів в навколишнє середовище. В даний час в Україні викидається, якщо рахувати тільки акумулятори для автомобільного транспорту, близько трьох мільйонів штук на рік. Це приблизно 80 - 90 тис. Т свинцю і свинцевих сполук, не менше 21 тис. Т розчину сірчаної кислоти [2].

Глава 1. Виробництво сульфату алюмінію з відходів шамотного виробництва

Останнім часом все більше уваги приділяється комплексній переробці різних видів мінеральної сировини з метою отримання всіх цінних компонентів, що дозволяє досягти високих техніко-економічних показників. Одним з таких видів є алюминийсодержащих сировина - нефеліни, алуніти, каоліни і глини, мінеральна частина вугілля і т. Д., З яких можуть бути отримані глинозем, солі алюмінію, сода, поташ, сірчанокислий калій, шлам (сіштоф) для отримання цементу, а також рідкісні метали. Способи переробки алюминийсодержащего сировини можна розділити на кислотні, лужні та комбіновані [3].

Можливість здійснення селективного розділення важко розчинної в кислотах кремнезему від глинозему на першому технологічному переділі - сульфатізаціі дозволяє значно розробляються технологічні схеми переробки висококремниста алюмінієвого сировини. Кислотні способи викликали підвищений інтерес ще наприкінці Х1Х століття. Однак лише в останні десятиліття, у зв'язку з появою хороших кислотостійких матеріалів, підвищена увага дослідників знову направлено на розробку цих методів. Дослідження в основному проводяться у двох напрямках: отримання солей алюмінію, переважно сірчанокислих, і глинозему для металургійних цілей. Способи отримання сірчанокислого алюмінію, як більш прості, вийшли за рамки лабораторних досліджень і в даний час застосовуються в промисловості.

Основними споживачами сірчанокислих солей алюмінію є комунального господарства, де вони застосовуються як коагулянт для очищення питної води, і целюлозно-паперова промисловість, що використовує цей продукт для технологічних цілей (проклейка паперу та картону) і для водопідготовки.

Асортимент продукції включає очищений сірчанокислий алюміній в твердому вигляді і в розчині, що отримується з AL2O3, і неочищений сієніт коагулянт з нефелінового концентрату. У невеликих кількостях отримують AL2 (SO4) 3із бокситів і каолінів, а також алюмокалієві галун з алунитов.

Широке поширення каолінів, великі запаси і поверхневе залягання, що дозволяє організувати відкритий видобуток, з давніх пір викликають підвищений інтерес дослідників до розробки раціональної технології переробки [1].

Каолінами і глинами називають суміш різних кристалічних мінералів, занурених у колоїдні речовини, які складаються головним чином з желатинозного силікату алюмінію, кремнієвої кислоти і гідроксиду заліза, рідше - гідроксиду алюмінію.

Серед мінералів глиноземистих глин різняться такі групи: каолинитовій, монтмориллонитовій, аллофановая. В глинах найчастіше зустрічається мінерал каолініт.

В якості основних домішок присутні кварц, слюди, карбонати кальцію, магнію та ін. [3]

Сучасне виробництво очищеного сірчанокислого алюмінію засноване на застосуванні в якості сировини гідроксиду алюмінію, проте він є дорогим і дефіцитним сировиною в нашій країні. Саме тому розробляються методи переробки каолінів.

Сірчанокислий алюміній отримують з каолінів двох видів: неочищений і очищений. Неочищений сірчанокислий алюміній раніше отримували з необпаленої каоліноіой глини, яку сушили в полум'яній печі при температурі 300-400 С. Каолін обробляли в варочном котлі при 105-110 С протягом 6-8 год і масу, яка містить 6-8% вільної сірчаної кислоти, потім витримували в зрельніках до змісту 2-2,5% вільної H2SO4. Масу вивантажували на кристалізаційний стіл. Зміст AL2O3 в продукті становило 9%, вільної H2SO4не більше 2%, заліза (в перерахунку на Fe2O3) - не вище 0,8%, нерозчинного залишку - не більше 23%. Способу притаманні суттєві недоліки: велика частка ручної праці і дуже низький вміст оксиду алюмінію при порівняно високому вмісті нерозчинного залишку.

При обробці обпаленої при 700-800 С каоліну сірчаною кислотою розкладання завершувалося в виручених котлах, що виключало дозрівання маси в зрельніках. Запропоновано різні способи механізації кристалізації продукту: розпилення незастившей маси, кристалізація на обертових барабанах із внутрішнім водяним охолодженням або в шнеках, в вагонетках з відкидними порожнистими водоохолоджуваними стінками, в ковшових конвеєрах та ін.

Найбільш вдалий спосіб механізації видалення застиглого продукту вдалося розробити при розкладанні каоліну надлишком сірчаної кислоти з подальшою рейтралізаціей її нефеліном.

Для виключення випалу каоліну пропонували сирої природний каолін обробляти великим надлишком сірчаної кислоти з наступною нейтралізацією надлишку нефелиновой борошном. Застосування нефелиновой борошна дозволяє удосконалити розкладання каоліну, але не збільшує вміст AL2O3в продукті вище 9-10% і не знижує вміст нерозчинного залишку. Крім того, значна кількість кислоти взаємодіє з оксидами лужних металів. Утворені сульфати натрію і калію не беруть участі в очищенні води.

Є баластом, засмічують питну воду.

У Польщі розроблений спосіб виробництва неочищеного коагулянту з глин, що полягає в тому, що сиру глину обробляють розчином сірчаної кислоти в автоклавах при температурі 170-190 С. Надлишок вільної H2SO4в пульпе нейтралізують обпаленої глиною. Продукт містить 7% розчинного AL2O3, 0,5% Fe2O3, 2% вільної H2SO4і 37% нерозчинного залишку. У роботі наголошується, що наявність в коагулянтів аморфного SiO2в вигляді нерозчинного залишку сприяє поліпшенню коагулирующих властивостей продукту.

Виробництво очищеного сірчанокислого алюмінію з каолінів в невеликих кількостях було організовано ще в довоєнні роки. Каолін обпалювали при 750-850 С, розкладали сірчаною кислотою при температурі кипіння, пульпу розбавляли і фільтрували. Розчин випаровували і кристалізували. Труднощі відділення сірчанокислого розчину від кремнеземистого шламу в процесі фільтрації вимагає розведення і упарювання, що пов'язане з ускладненням технологічної схеми і збільшенням теплових витрат.

Існує також спосіб, за яким сиру глину змішують з оборотним маточним розчином і розкладають сірчаною кислотою, взятої у великому надлишку, в автоклавних умовах при температурі 170-180 С. Пульпу фільтрують, розчин упарюють в апаратах з зануреними пальниками і проводять двухстадийную кристалізацію. На першій стадії при 50 С кристалізують сірчанокисле залізо, що містить незначну кількість сірчанокислого алюмінію. Продукт використовують як коагулянту для очищення стічних і питних вод. У другій стадії кристалізації після центрифугування і промивання отримують чистий Сірчанокислий алюміній. Одним з основних труднощів є відділення висококремнеземістого шламу від сірчанокислотного розчину.

Відстій одночасно є фільтром для очищення готового продукту від нерозчинних домішок. За чинною нині технологічною схемою подрібнений каолін піддають пластифікації в валкової дробарці. Каолінові пластини товщиною 1-3 мм надходять на дегідратувальний випал в кільцеву піч з обертається подини. Випал проводять при температурі 600-800 С, висота шару каоліну в печі 250 мм. Обпалені каолінові пластинки завантажують в реактор для обробки сірчаною кислотою при температурі 105-115 С. Кристалізація продукту виробляється на складі готової продукції при природному охолодженні. Закристалізувався AL2 (SO4) 3рихлят бульдозером за допомогою грейферного крана і вантажної Машир подають у вагони.

Цей спосіб в порівнянні з раніше відомими має ряд переваг, оскільки виключаються операції розбавлення суспензії після екстрагування сірчаною кислотою, трудомісткі процеси фільтрування та упарювання розчинів сірчанокислого алюмінію. У той же час способу притаманні суттєві недоліки. Це, насамперед, складний процес підготовки сировини. Застосування шарового випалу призводить до того, що верхні шари переобжігаются, в нижніх шарах відбувається недожег. Все це призводить до того, що з каоліну, обпаленого у верхніх шарах, витягти повністю оксид алюмінію вдається через утворення труднорастворимого в сірчаної кислоти муллита (AL2O3.3SiO2). З необпаленої каоліну нижніх шарів AL2O3также НЕ ізівлекается повністю. При випалюванні каоліну в кільцевій печі велику кількість випалювального матеріалу прокидається через колосникові ґрати, який потім знову проходить всю систему підготовки та випалу сировини. Продукти згоряння при 700-800 С розбавляються холодним повітрям і викидаються в атмосферу, що знижує тепловий к.к.д.

Застосування перколяційного екстракції з рециркуляцією сірчанокислотного розчину не дозволяє забезпечити малу тривалість процесу (екстракція 24-26 год, весь цикл - 40 год). Дозування кислоти становить 70% стехиометрической в ??розрахунку на Кислоторозчинні AL2O3в обпеченому каоліні. Мала дозування H2SO4, подача її в реактор невеликими порціями і велика тривалість екстракції призводить до значної втрати реагентів (AL2O3і H2SO4) внаслідок утворення важкорозчинних основних сірчанокислих солей алюмінію, які видаляються зі шламом - сіштофом. Загальна витяг оксиду алюмінію не перевищує 50-55%, що призводить до великої витрати каоліну. Розчин сірчанокислого алюмінію з вмістом 13,5% AL2O3 НЕ кристалізується на столах.

У ІЗНХ АН УРСР спільно з Інститутом газу АН УРСР розроблено безперервний спосіб отримання сірчанокислого алюмінію з каолінів (рис. 1.1) Сутність технологічного процесу полягає в тому, з каоліну і розчину сірчанокислого алюмінію готується пульпа вологістю 50-55%, яка надходить на грануляцію в апарат киплячого шару при температурі 200-230 С. В грануляторі поряд з гранулюванням відбувається видалення вільної вологи і часткове зневоднення сірчанокислого алюмінію, що подається з промивними водами. З гранулятора гранули осередкові пітателм подаються на випал в піч киплячого шару при температурі 560-580 С. Обпалені гранули охолоджуються повітрям в холодильнику киплячого шару і вивантажуються в приймальний бункер. Повітря після холодильника з'єднується з димовими газами гранулятора і очищається в циклоні і мокрому скрубері. Димові гази після обпалювальної печі очищаються в циклоні, промивної башті і волокнистому фільтрі.

Охолоджені обпалені гранули подаються на противоточную екстракцію розчином сірчаної кислоти при температурі 100-110 С в барабанний апарат безперервної дії, виготовлений із сталі ЕІ-943. Назустріч рухомим гранулам безперервно надходить концентріріванная сірчана кислота (93%) і вода. Вода промиває прореагували гранули і розбавляє сірчану кислоту, яка надходить на взаємодію з каоліном. Вивантаження прореагували гранул відбувається з протилежного кінця від завантаження обпаленої каоліну. Таким чином, в одному апараті одночасно і безперервно здійснюється взаємодія каолініту з сірчаною кислотою, промивка та відділення сіштофа. Ступінь вилучення оксиду алюмінію в розчин становить 88-92%. Концентрований розчин сірчанокислого алюмінію з вмістом 12-13% AL2O3 і до 4% нерозчинного залишку піддають контрольної фільтрації через шар прореагували гранул у присутності флокулянта ПАА в кількості 18 г / м3раствора. Освітлений розчин сірчанокислого алюмінію надходить на Грануляційна зневоднення в апараті киплячого шару при температурі 180-200 С. Після гранулятора отримують сірчанокислий алюміній з вмістом 22-26% AL2O3.

Пил AL2 (SO4) 3, вловлена ??в циклонах, частково надходить на приготування пульпи, а здебільшого піддається грануляції на тарілчастому грануляторі. Сіштоф після сушіння використовують як кристаллизационного компонента при отриманні цементу. Добавка кристаллизационного компонента значно підвищує міцність і додає спеціальні властивості кальцієвих цементам, що є основним будівельним матеріалом у народному господарстві.

Малюнок 1.1- Принципова схема безперервного способу отримання гранульованого сірчанокислого алюмінію з каолінів

До переваг цього методу слід віднести:

1. спрощення підготовки сировини (виключаються розмелювання, сушіння); приготування пульпи дозволяє подати в випалювальну піч зі стабільними фізико-хімічними властивостями, що не вимагає постійного втручання в роботу випалювальних печей; поліпшуються санітарно-гігієнічні умови праці, оскільки зменшується запиленість підготовчого відділення;

2. застосування для приготування пульпи в якості сполучного розчину сірчанокислого алюмінію дозволяє отримати гранули з великою міцністю. Це зменшує пилеунос в процесі грануляционного спікання з апаратів киплячого шару, дозволяє здійснити процес в барабанному протиточному апараті безперервної дії;

3. грануляція і випал в апаратах киплячого шару дозволяють одночасно з вивантаженням здійснити сепарацію гранул, таким чином, направляти на екстракцію матеріал постійного гранулометричного складу;

4. сірчанокисла екстракція в барабанному апараті безперервної дії поєднана з промиванням і відділенням кремнеземистого шламу - сіштофа. Безперервна подача реагентів і мала тривалість процесу дозволяють досягти відносно високого ступеня вилучення оксиду алюмінію в розчин (більше 80%);

5. здійснення зневоднення і грануляції концентрованих розчинів сірчанокислого алюмінію в апараті киплячого шару дозволяє отримувати частково зневоднений гранульований злежуються продукт з високим вмістом основного компонента -AL2 (SO4) 3 (22-26%);

6. значне скорочення виробничої площі;

7. весь процес безперервний і може бути автоматизований.

До числа недоліків слід віднести необхідність упарювання води каолінівой пульпи, що пов'язане з підвищеними тепловими витратами. Проте здійснити грануляцію і навіть пластифікацію каолінів неможливо. Застосовуючи печі киплячого шару вдається значно скоротити витрату тепла в порівнянні з кільцевими печами.

Цікавими представляються напрями вдосконалення технології переробки каолінів технічної сірчаної кислоти відходами производствав Так, пропонується використовувати відпрацьовані тревільние розчини після окислення Fe2 + в Fe3 + продувкою повітрям направляють на втоклавное розкладання при температурі 100-300 С і тиску 7-350 атм. У результаті реакції обміну отримують в розчині сульфат алюмінію і в осаді - Fe (OH) третій SiO2. Після фільтрації розчин сульфату алюмінію, що містить домішки FeSO4, обробляють кам'яним вугіллям або пропускають сірчистий ангідрид у присутності 40-47% -ної H2SO4, облягаючи з розчину FeSO4.7H2O. При охолодженні розчину кристалізують AL2 (SO4) 3.16-18H2O високої чистоти.

З розглянутих раніше способів отримання сульфату алюмінію випливає, що в більшості з них не вирішено питання глибокого очищення розчинів від заліза. Між тим в даний час в ряді виробництв до сірчанокислий алюміній висуваються жорсткі вимоги за вмістом заліза. Сутність способу отримання сірчанокислого алюмінію високої чистоти (рис. 1.2) в тому, що каолін змішують із сірчаною кислотою в кількості близько 20% і промивної водою 2%. Пульпу піддають Грануляційна спеканию при температурі 200-230 С і випалу при 560-580 С в печах киплячого шару. Обпалені гранули розкладаються в барабанних апаратах противоточного типу безперервної дії. Злив надходить на контрольну фільтрацію і потім на відновлення сульфату тривалентного заліза до двовалентного алюмінієвої стужка при 98-100 С. З сірчанокислого розчину в автоклавах кристалізують водневий алуніт при 230 С протягом 1ч в присутності відновленого водневого алунита, який подається в кількості 60-65% від наявного в розчині глинозему. Відновлювальний випал проводять при 560-580 С. В якості відновника можуть використовувати конвертований природний газ, генераторний газ, пари солярного масла, сірка та ін. Хімізм процесу можна представити сумарною реакцією:

H2 [AL2 (SO4) 4 (OH) 12] + 4CO 3AL2O3 + 7H2O + 4SO2 + 4CO2.

Рисунок 1.2 - Принципова технологічна схема виробництва сірчанокислого алюмінію високої чистоти з каолінів.

При відновному випалюванні вміст активного AL2O3 зростає на 33%, а повернення безводного сірчанокислого алюмінію на кристалізацію водневого алунита повністю виключається.

При автоклавного гідролізі здійснюється повне виведення оксиду алюмінію в тверду фазу у вигляді водневого алунита. У маточне розчині залишається сульфат двовалентного заліза, який відокремлюється фільтруванням. Це дозволяє виключити з технологічного переділу операції знезалізнення обпаленим каоліном, фільтрацію і промивку залозистого шламу. В результаті втрати глинозему в процесі знезалізнення відсутні, спрощується апаратурнеоформлення, скорочується кількість промивних вод.

Водневий алуніт промивають водою. Промивна вода1 надходить здебільшого на промивку сіштофа, а також на приготування пульпи. Відмитий водневий алуніт розкладають сірчаною кислотою в стехіометріяеском кількості з отриманням сірчанокислого алюмінію. Для сульфатізаціі використовують розчин сірчаної кислоти такої концентрації, щоб отримати розчин концентрацією до 15% AL2O3, який можна було б подавати безпосередньо на кристалізацію товарного AL2 (SO4) 3.

Водневий алуніт може видаватися у вигляді напівпродукту. Він володіє кращими транспортабельними властивостями, ніж 18-водний сірчанокислий алюміній.

У процесі сульфатізаціі витяг глинозему в розчин 90-92%. З розчину кристалізують водневий алуніт наступного хімічного складу,%: 39,8 AL2O3; 42,4 SO3; 17,8H2O; 0,001-0,003 Fe2O3. З цього напівпродукту отримували сірчанокислий алюміній, в якому містилося 0,0005-0,001% Fe2O3.

З зіставлення цього способу з раніше відомими видно, що він має ряд переваг, які полягають в наступному:

1. з технологічного процесу виключені операції знезалізнення каоліном, контрольної фільтрації, промивання залозистого шламу;

2. кристалізація водневого алунита проводиться у присутності відновленого продукту гідролізу, що дозволяє при одному і тому ж витраті його збільшити частку активного AL2O3на 33%;

3. в процесі автоклавного гідролізу досягається повне виведення алюмінію з розчину, що дозволяє видалити залізо з процесу, а також зменшити вантажопотоки на стадіях Грануляційна спікання - кристалізація;

4. водневий алуніт може видаватися у вигляді напівпродукту і транспортуватися до місця споживання. Це дозволяє коштувати потужні підприємства з отримання його поблизу сировинної бази;

5. процес може бути здійснений в безперервному циклі, що дозволить його автоматизувати.

Початковою сировиною для отримання неочищеного нефелінового коагулянту є сієніт концентрат та контактна сірчана кислота. Неочищений сієніт коагулянт має склад,%: 10-12 AL2O3; 0,5-0,9 Fe2O3і 23-29 нерозчинний залишок.

Виробництво його здійснюється за трьома технологічними схемами.

Так, за однією з них сієніт концентрат змішують з купоросним маслом, при цьому концентрат з міцною сірчаною кислотою практично не взаємодіє, отримана суспензія дозується ковшевим дозатором в горизонтально розташований шнек-реактор, куди подається вода з розрахунку розбавлення кислоти до 70-73%. Після розведення реакція протікає з розігрівом маси і випаровуванням води. У результаті проходження через три послідовно розташованих шнека-реактора вона стає сипучої, злегка вологою. Вивантажуваний з останнього реактора продукт транспортується на склад, де відбувається його дозрівання протягом 2-4 діб, після чого він відвантажується споживачеві. Визрівання на складі необхідно внаслідок того, що розкладання а шнеках-реакторах проходить лише на 85-89% і різко сповільнюється через нестачу рідкої фази. При дозріванні ступінь розкладу збільшується до 91-93%. Цей спосіб застарів. Він характеризується низьким коефіцієнтом використання основного обладнання - шнеків-реакторів внаслідок інтенсивного ерозійно-корозійного зносу матеріалу апаратури, необхідністю дозрівання продуктів на складі, незадовільними санітарно-гігієнічними умовами.

За другою технологічною схемою сієніт концентрат розкладається розведеної H2SO4 (35-40%) в баку з мішалкою в періодичних умовах. Суспензія виливається на кристалізаційний стіл, де застигає і розрізається на шматки. Ступінь розкладу концентрату досягає 95%. Цей спосіб виключає дозрівання продукту на складі, але також характеризується низьким вмістом AL2O3в продукті і періодичністю процесу.

Третя технологічна схема розроблена УНІІХІМом і отримала назву "камерний спосіб". Нефеліновий концентрат безпосередньо змішують з розведеною сірчаної кислотою (65-70%) в турбінному вертикальному змішувачі безперервної дії. Отримана пульпа витікає в камеру аналогічну суперфосфатної, де через 25-30 хв. запустевает, утворюючи так званий пиріг. Час перебування маси в камері становить 1ч. Вирізаний фрезою камерний продукт подається транспортером і розкидається на склад. Дозрівання продукту на складі не потрібно, тому що ступінь розкладу концентрату на виході з камери 92,5%.

"Камерний" спосіб виробництва вигідно відрізняється від перших двох застосуванням високопродуктивного обладнання, безперервністю процесу, високим коефіцієнтом використання устаткування, кілька кращими санітарно-гігієнічними умовами. На 1т нефелінового коагулянту витрачається 0,43т сірчаної кислоти і 0,39т нефелінового концентрату [1].

Розглянемо лужні способи переробки алюминийсодержащего сировини.

Отримання глинозему способом спікання стосовно до каоліновим глинам, аргілітів і мінеральної частини вугілля розроблено В.А. Мазель, Н.І. Єрьоміним та ін. [3]. Каолін і вапняк і спекают з розрахунку зв'язування кремнезему в 2CaO.SiO2і глинозему в 12CaO.7A2O3прі 1375-1400 С з подальшим саморассипаніем спеков при охолодженні.

Комплексна переробка нефелінового концентрату і породи на глинозем, соду, поташ і цемент способом спікання здійснена на ряді підприємств.

За цим способом сієніт концентрат або породу змішують з попередньо подрібненим вапняком і спекают при 1250-1300 С, При цьому глинозем, що міститься в нефеліном переводять в добре розчинні у водних і лужних розчинах алюмінати натрію і калію, а кремнезем пов'язують в нерозчинний двухкальцевий силікат. Охолоджений спік розмелюють в кульових млинах, де розмелювання суміщений з вилуговуванням оборотними розчинами лугів для вилучення алюмінатів. При цьому відбувається також часткове розкладання Двухкальціевий силікату, супроводжуване деяким переходом в розчин кремнезему. Після відділення твердого залишку та очищення від кремнезему алюмінатного розчини розкладають з виділенням гідроксиду алюмінію, після прокалки якої отримують глинозем. Содопоташние розчини, вільні від алюмінію, випарюють і розділяють з отриманням твердої соди і поташу, а двухкальціевий силікат направляють на отримання цементу, крім того, отримують ще і галій.

Гідрохімічний спосіб В.Д. Пономарьова та В.С. Сажина полягає в тому, що в певних умовах автоклавної варіння нефелинов та інших алюмосилікатів в їдкого лугу, окис алюмінію майже повністю переходить а розчин і може бути відділена від кремнезему та інших домішок.

При вилуговуванні нефелинов в присутності вапна під тиском 30 атм (260 С) міцними лужними розчинами отримують алюмінатний розчин, що містить деяку кількість кремнезему. Розчин обезкремнівают у присутності оборотного білого шламу при 150 С, відокремлюють від випав осаду і випарюють до 500-510 г / Na2O, після чого з нього кристалізують алюмінат натрію, який потім розчиняють і направляють на декомпозицію по Байєру. Залишок після вилуговування промивають і регенерують з нього луг обробкою вапном в автоклавах або слабкими розчинами лугів. Гідрохімічний спосіб пройшов укрупнену перевірку. В останні роки В.С. Сажиним зі співробітниками запропоновано ряд удосконалень гідрохімічного способу [3].

Спосіб спікання високолужних шихти, запропонований М.Н. Смирновим, полягає в заміні половини вапняку у звичайній нефелиновой шихті еквівалентною кількістю їдкого лугу. При спіканні такий шихти утворюються алюмінати і ферити лугів, а кремнезем пов'язується не в 2CaO.SiO2, а в Na2O.CaO.SiO2, тобто одна молекула CaO заміщається молекулою Na2O.

Перевага способу в порівнянні із звичайним спіканням полягає у зменшенні майже в 2 рази витрати вапняку, в хорошій грануляції шихти, великому температурному інтервалі спекообразованія (близько 300 С). Недоліком схеми є велика витрата лугу і складність регенерації її з шламу [3].

Глава 2. Забезпечення екологічної безпеки шляхом розробки малоотходного способу реутилізацію сірчанокислих відходів акумуляторних батарей

Екологічна безпека та ефективне функціонування економіки кожної держави нерозривно пов'язані з транспортною галуззю. Транспортні системи являють собою об'єкти підвищеного ризику, впливають на життєдіяльність населення, санітарно-епідеміологічну та екологічну безпеку держави.

Одне з основних напрямів державної політики щодо питань екологічної безпеки - розвиток технологій переробки та утилізації відходів [1], в тому числі відходів автомобільного транспорту, найбільш небезпечними з яких є свинцево-кислотні акумулятори. Головна і найбільш небезпечна в екологічному плані проблема - викидання відпрацьованих акумуляторів в навколишнє середовище. В даний час в Україні викидається, якщо рахувати тільки акумулятори для автомобільного транспорту, близько трьох мільйонів штук на рік. Це приблизно 80 - 90 тис. Т свинцю і свинцевих сполук, не менше 21 тис. Т розчину сірчаної кислоти [2].

В даний час у сфері поводження з сірчанокислими акумуляторними відходами використовується в основному нейтралізація лужними реагентами.

Недоліки цього способу наступні [3]:

- Утворення великих обсягів рідких відходів, у тому числі що містять важкі метали;

- Використання лужних реагентів (вапняне молоко, вапняк, аміачна вода та ін.), Їх транспортування, зберігання; "Втрата дорогого продукту - сірчаної кислоти, яку можна використовувати повторно.

На базі Донбаської національної академії будівництва і архітектури розроблений безреагентний електрохімічний спосіб реутилізацію електроліту відпрацьованих свинцево-кислотних акумуляторів з витяганням сірчаної кислоти.

Для опису процесу регенерації сірчанокислих розчинів, що містять домішки металів, можна використовувати відомі теоретичні закономірності електрохімічної обробки розчинів з певною коригуванням, що враховує склад відпрацьованого розчину, концентрацію домішок і специфіку вирішуваних завдань.

Існують дві схеми теоретичної моделі реутилізацію відпрацьованого сірчанокислого електроліту (рис. 1). Схема I спрямована на вилучення домішкових металів з відпрацьованого розчину електроліту, схема II - на концентрування сірчаної кислоти. Можливість реалізації наведених схем залежить від закономірностей поведінки досліджуваних катіонів та аніонів під дією постійного струму в 18 - 34% -ної сірчаної кислоти.

Схема I електрохімічної регенерації відпрацьованого акумуляторного електроліту, що містить катіони заліза, міді, марганцю, а також аніони хлористих з'єднань і сірчаної кислоти, припускає протікання процесу в двох напрямках. Перший напрямок - відновлення іонів металів в катодній області з подальшим їх розрядження на катоді:

Ме "++ е -" Me "" 1;

Ме "++ т -> Ме °.

У цьому випадку передбачається зменшення концентрації іонів Fe3 +, Cu2 +, Мп2 + в електроліті катодного області, в розчині залишаються аніони сірчаної кислоти і хлористих сполук.

Якщо електрод піддати катодного поляризації, тобто пропустити через нього постійний струм, то сумарний струм катодних реакцій буде більше струму анодних на величину зовнішнього струму. Як тільки потенціал струму при певній його щільності перевищить значення рівноважного потенціалу металу, на катоді поруч з воднем почне виділятися метал:

Ме "++ пе -> Ме ° (тах);

2Н + 2е -> Н, Т (ГШП).

При збільшенні щільності струму відбуватиметься в основному розряд іонів металу, кількість виділився водню буде знижуватися до мінімуму. При подальшому збільшенні щільності струму швидкість розряду іонів металу може перевищити швидкість надходження їх в прікатодном шар і концентрація іонів в прікатодном шарі стане рівною або близькою до нуля. При цьому відбудеться різкий стрибок потенціалу та іони водню почнуть розряджатися на металі в значній кількості:

2Н ++ 2е -> Н2Т (тах);

Ме "++ ие -> Me ° (min).

Значення величини струму при максимальному виділенні металу з розчину будуть відповідати граничному току, величина якого залежить від умов протікання електрохімічного процесу і, в першу чергу, від концентрації видобутих іонів металу.

При низькій концентрації металу в розчині при проходженні постійного струму у відповідності з теорією уповільненої розряду на катоді почне виділятися водень разом з металом. При досягненні низьких критичних концентрацій витягується металу, може настати момент, коли на катоді буде виділятися тільки (або переважно) водень, оскільки концентрація його в катодного розчині залишається постійною. Цьому сприяє постійне утворення на аноді катіона водню (Н +). Швидкість дифузії іонів водню значно вище швидкості дифузії іонів металу, тому з об'єму розчину до катода швидше підійдуть іони водню, а не іони металу.

Додатковим фактором, що перешкоджає виділенню металів на катоді, є наявність домішок заліза. При вмісті заліза більше 20 мг / л вихід по струму виділяється металу різко падає. Негативний вплив заліза пояснюється тим, що на катоді одночасно виділяються і витягає металл, і залізо, у якого перенапруження виділення водню нижче, ніж у інших металів.

Входять до складу акумуляторного електроліту іони заліза і марганцю, розташовані у ряді напруг лівіше водню, здатні витісняти його з кислот [3]. Описаний процес буде перешкоджати виділенню заліза і марганцю на катоді в сірчанокислому акумуляторному електроліті, концентрації іонів водню в якому вище концентрації іонів металів в 3000 разів. За літературними даними, виділення заліза на катоді починається з моменту, коли концентрація сірчаної кислоти знижується до 15 г / л [4]. Марганець є одним з найбільш електронегативний металів, його стандартний потенціал Ф ° мп / мп "= -1,18 В. Тому виділити марганець на катоді в кислому середовищі не вдається.

Однак електролітичне залізо може становити інтерес тільки в двох випадках: при отриманні дуже чистого заліза або залізного порошку. Для вирішення поставленої в роботі завдання реутилізацію акумуляторного електроліту становить інтерес той факт, що іони Fe3 + в акумуляторі потрапляють до негативного електроду і відновлюються свинцем, тобто викликають саморазряд негативного електрода. Якщо ж ці іони будуть знаходитися в електроліті в двовалентне стані, то вони не справляють негативного впливу на експлуатаційні характеристики акумуляторної кислоти.

Згідно розглянутим закономірностям можна стверджувати, що при регенерації розчинів відпрацьованого акумуляторного електроліту, в яких концентрація іонів водню значно перевищує концентрацію іонів металів (СМЕ ~ "Сі *), метали на катоді виділятися не будуть. Другий напрямок - перенесення катіонів Fe3 +, Cu2 +, Мп2 + через катионитового іонообмінну мембрану з анодної області в катодну. В результаті концентрування іонів металів в катодній області в анодному області можна отримати очищений розчин сірчаної кислоти, що не містить домішок металів. При цьому іони С1 "окислюються на аноді до С12і виділяються у вигляді газу [5] . На результат даного процесу впливають катодна щільність струму і час проведення процесу з катіонів Fe3 +, Cu2 +, Мп2 + через катионитового іонообмінну мембрану з анодної області в катодну.

В результаті концентрування іонів металів в катодній області в анодному області можна отримати очищений розчин сірчаної кислоти, що не містить домішок металів. При цьому іони С1 "окислюються на аноді до С12і виділяються у вигляді газу [5]. На результат даного процесу впливають катодна щільність струму і час проведення процесу. Згідно з теоретичними дослідженнями на результат процесу вилучення домішкових металів з відпрацьованого розчину електроліту впливають такі чинники:

в катодна щільність струму;

- Концентрація іонів водню (кислотність середовища);

- Початкова концентрація іонів сірчаної кислоти і домішкових металів;

в час проведення процесу.

Схема II реутилізацію акумуляторного електроліту передбачає вилучення сірчаної кислоти з відпрацьованого сірчанокислого розчину [4]. Виділення сірчаної кислоти з регенерату може бути досягнуто в двокамерному комірці зі свинцевим анодом і аніонітових мембраною. Витяг сірчанокислого марганцю з розчину сірчаної кислоти може бути здійснено в двокамерному Електродіалізатор, розділеному аніоно-обмінної мембраною. Регулюючи силу струму і подачу вихідного розчину в катодну камеру, можна домогтися такої роботи системи, що з анодної камери буде виходити чиста сірчана кислота, а з катодного - сірчанокислий марганець. Під дією струму сульфат-іони переходять з католіта в анолит. На аноді відбувається розкладання води з реакції Н20 - 2ё -> 1/202 + 2Н +, причому виділяється газоподібний кисень, а іони водню залишаються в розчині і утворюють з сульфат іонами розчин сірчаної кислоти. Забруднюючі електроліт домішки металів (залізо, мідь, марганець, хлориди, свинець) концентруються в катодного області.

При дослідженні процесу регенерації сірчаної "кислоти як вихідних параметрів слід розглядати кінцеву концентрацію кислоти в камері концентрування та енергетичні витрати.

Кількісними чинниками, що визначають процес вилучення сірчаної кислоти з відпрацьованого електроліту свинцево-кислотних аккукмуля-торів, є:

S катодна щільність струму;

s час протікання процесу;

s ступінь впливу процесу регенерації на навколишнє середовище.

В результаті проведених теоретичних та експериментальних досліджень запропонована наступна схема утилізації відпрацьованого акумуляторного електроліту: видалення зваженого свинцю (відстоювання, центрифугування) - "електрохімічна регенерація сірчанокислотного розчину -> утилізація утворилися відходів.

З відслужили свій термін свинцевих акумуляторів зливають електроліт у відстійник (перша операція), в якому він знаходиться не менше 24 ч. Цей час необхідний для освітлення електроліту. Освітлений електроліт, що містить 0,001% по масі сполук свинцю, подається на електрохімічну обробку (друга операція). Осів акумуляторний шлам збирається, видаляється з відстійника і подається в технологічний процес переробки свинцевого шламу. Після завершення циклу електрохімічної обробки розчин подається в ємність, у якій контролюються параметри електроліту (ГОСТ 667-73) і, при необхідності, проводиться його коректування (третя операція) додаванням акумуляторної сірчаної кислоти або дистильованої води. Відкоригований електроліт розливається в тару і відправляється споживачеві.

З катодного камери електродіалізним апарату сірчанокислий отбросной розчин, що містить домішки металів, подається на нейтралізацію (четверта операція). У нейтралізатор при перемішуванні надходить вапно або вапняне молоко. Процес ведеться до досягнення рН = 6 + 7. Після відстоювання продуктів реакції (п'ята операція) воду з осаду зливають і використовують для заповнення анодної камери чи інших технологічних заходів. Утворився в ємності гіпс видаляють і відправляють споживачеві.

Для одночасного видалення іонів заліза, міді, марганцю, хлору, свинцю електрохімічна очистка проводиться в дві стадії (рис. 2). Це обумовлено тим, що при проходженні постійного струму через очищається сірчанокислий розчин спостерігається перехід іонів міді з катодного області в анодний через аніонітових мембрану МА-40. Причому зі збільшенням щільності струму збільшується інтенсивність переходу, але в той же час зростають і витрати. Доцільно проводити очистку від іонів міді при щільності струму 200 - 400 А / м2в протягом 1,7 - 2,5 год. За даний інтервал часу (1,7 год при 300 - 400 А / м2і 2,5 год при 200 А / м2 ) вміст іонів міді в катодного області знижується до мінімально можливого - 0,0001% за масою. При подальшому веденні процесу вміст міді в катодного області Електродіалізатор не зменшується або змінюється незначно.

Для очищення від іонів заліза, марганцю, хлору, свинцю розчин, вже звільнений від іонів міді, поміщають в катодну камеру двокамерного Електродіалізатор (анодная камера заповнена 0,3 - 0,5% -ної H2S04) і методом електродіаліз при катодного щільності струму 600 - 1000 А / м2ізвлекают сірчану кислоту з відходів акумуляторного електроліту.

Витрата електроенергії при проведенні процесу електродіалізу досить значний. Питома витрата електроенергії в процесі видалення надлишкової кислотності при заданій відстані між мембранами і робочим перетином Електродіалізатор визначається різницею концентрацій іонів в сусідніх камерах. Чим вище вихідна кислотність, тим більше потрібно енергії для отримання заданої кислотності. Тому вигідніше вести процес послідовно, число ступенів повинно бути тим більше, чим вище вихідна кислотність і чим нижче кінцева.

Згідно з отриманими даними (рис. 3) у міру накопичення очищеної кислоти в анодній області зростають і витрати енергії у відповідності з виразом у = lO5 * 4- 0,0004л: 3+ 0,0052х2-- 0,004л-; R2 = 0,9973, де х - концентрація очищеної кислоти.

Основні витрати енергії припадають на концентрування акумуляторного розчину, в якому після електродіаліз міститься 24% за масою сірчаної кислоти (див. Рис. 3), тому необхідно добитися компромісу між виходом кислоти і витратами електроенергії.

Для зниження витрат електроенергії на процес регенерації було запропоновано оцінити ефективність двоступеневого способу концентрування.

Перший ступінь процесу передбачає концентрування сірчаної кислоти в анодній камері протягом 5 год до змісту 24% за масою. Катодна щільність струму підтримується на рівні 800 А / м2. Концентрація сульфат-іонів в катодного камері знижується до 11 - 12% за масою.

На другому ступені процесу в анодний камеру Електродіалізатор заливають 0,5% -ний розчин сірчаної кислоти. В катодного камері знаходиться частково вичерпаний акумуляторний розчин, що містить 11,5% за масою сірчаної кислоти. Кінетика другого ступеня процесу (рис. 4) описується виразом

у = -0,021л-3- 0,4469х2 + + 4,375л- + 0,5669; R2 = 0,9946.

Згідно з отриманими даними процес концентрування доцільно проводити протягом 3 ч: швидкість процесу в цей час досить висока. В результаті в анодному області концентрація сірчаної кислоти підвищується з 0,5 до 9,1% за масою. Що залишився в камері вичерпання відпрацьований розчин, що містить 1,9 - 2,1% за масою сірчаної кислоти, направляється на подальшу нейтралізацію. Причому в результаті зниження концентрації кислоти в розчині, що надходить на нейтралізацію, зменшується витрата лужних реагентів.

При застосуванні двоступеневого способу концентрування зменшується час процесу і, як наслідок, загальні енерговитрати знижуються в 1,75 рази, збільшується вихід по струму в 2 рази при великій кількості перенесеної через мембрану кислоти (див. Таблицю). При цьому питомі енерговитрати, які підраховувалися як відношення загальних енерговитрат до маси перенесеної через мембрану сірчаної кислоти, знизилися в 1,98 рази. Зниження концентрації кислоти в отбросном розчині, поступающем на регенерацію, веде до зменшення витрати лужних реагентів. Наведені дані свідчать про ресурсозберігаючої спрямованості роботи.

Таким чином, розроблений спосіб реутилізацію сірчанокислих відходів акумуляторних батарей дозволяє забезпечити максимальний рівень екологічної безпеки. При реалізації розробленого способу усуваються небезпечні для навколишнього середовища відходи, витягується і повертається у виробництво свинцевих акумуляторів сірчана кислота, менша кількість рідких відходів з більш високим рН надходить на нейтралізацію, а отже, зменшується кількість лужних реагентів, необхідних для нейтралізації. З 1 т відпрацьованого 18 - 34% -ного електроліту може бути отримано 0,92 т сірчаної кислоти (у перерахунку на чисту сірчану кислоту), яка відповідає ГОСТ 667-73.

Глава 4. Організаційні та технологічні рішення при знешкодженні та утилізації відпрацьованого сірчанокислотного електроліту акумуляторних батарей

сірчанокислий реутилізацію акумуляторна батарея

В останнє десятиліття на території Центрально-Чорноземного регіону РФ, як і в цілому по Росії, значно зросла кількість одиниць автотранспорту (за деякими оцінками в 5 разів), що збільшило техногенне навантаження на навколишнє середовище.

У зв'язку з цим фактом нині актуальні дослідження, спрямовані на вирішення проблеми забруднення навколишнього середовища свинецсодержащими відходами, джерелом яких є відпрацьовані акумуляторні батареї.

У 2000 р з метою запобігання забруднення навколишнього середовища свинцем і його сполуками ТОВ "Екологічні проекти ЦЧР" (Воронеж, Росія) організувало перший в Центрально-Чорноземному регіоні РФ підприємство з прийому, знешкодженню та утилізації відпрацьованого сірчанокислотного електроліту акумуляторних батарей - відходу 2-го класу небезпеки (згідно з Федеральним класифікаційному каталогу відходів РФ). Фахівцями фірми був розроблений технологічний регламент, яким забезпечується:

- Легко контрольована система обліку утворення та утилізації свинецсодержащих відходів;

- Переробка всіх відходів в сировині;

- Запобігання несанкціонованого скидання відходів у навколишнє природне середовище;

- Виключення викидів в атмосферне повітря;

- Виключення утворення додаткових видів відходів. У технологічний процес включені наступні операції (обладнання ЗАТ "електрозарядов", м Москва):

- Прийом відпрацьованих акумуляторних батарей; погрузка їх на піддони, пофарбовані кислотостійкою фарбою; подача на майданчик сортування (за допомогою такелажної візки);

- Сортування акумуляторів; подача на поліпропіленовий стіл під піддони, а звідти - на стіл-приймач;

- Злив відпрацьованого електроліту на спеціальному столі-приймачі, де проводиться очищення електроліту від грубих домішок з обов'язковою п'ятихвилинної витримкою для повного зливу електроліту;

- Завантаження злитих акумуляторних батарей на піддони та подача на майданчик тимчасового зберігання та накопичення акумуляторів;

- Подача електроліту зі столу-приймача на стіл первинної фільтрації;

- Первинна фільтрація електроліту (відділення нерозчинних сполук свинцю: сульфату і гідроксиду свинцю) на спеціальному поліпропіленовому столі первинної фільтрації при пропущенні електроліту через фільтрувальну тканину (вона може бути замінена на базальтову вату або стеклосферіческую завантаження);

- Просушування відфільтрованого осаду і складування разом зі злитими акумуляторними батареями; подача електроліту після первинної фільтрації в ємності-відстійники; перекачування освітленого електроліту (після 25 год відстою) в ємності-накопичувачі; подача підсушеного осаду на майданчик зберігання злитих акумуляторних батарей;

- Тимчасове складування пластмасових корпусів з Сульфатовані пластинами і осадом;

- Реалізація знешкоджених електроліту для використання в якості кислотного реагенту (5-10% -ний розчин сірчаної кислоти);

- Передача пластмасових корпусів акумуляторних батарей (з пластинами і осадом) на підприємства з переробки вторинної свинцю. Склад і якість використовуваного обладнання при попередній підготовці (промивши) дозволяють виробляти знешкодження як кислотного, так і лужного електроліту.

Щорічно переробляється до 50 т свинецсодержащей акумуляторної рідини.

Література

1. Дробноход МЛ. Концепція переходу України до стійкого Екологічно безпечного развития. К .: 2000.

2. Вайсгант З.І., Хабачев М.Н. Екологічні проблеми збору та утилізації акумуляторного брухту. Тез. доп. II Міжнар. наук.-практ. конф. "Управління відходами: вітчизняна та міжнародна система екологічного менеджменту - 2006".

3. Башево Т.С., Сердюк О.І. Маловідходний спосіб утилізації відпрацьованого сірчанокислого електроліту акумуляторних батарей

4. Башево Т.С., Сердюк О.І., Ступін О.Б. Способи утилізації електроліту відпрацьованих свинцево-кислотних акумуляторів

5. Каменєв СБ, Прейс СВ., Сійрде Е.К. Електрохімічна очистка хлоратсодержащіх стічних вод // Хімія і технологія води. 1991. Т. 13. № 2

Авіація і космонавтика
Автоматизація та управління
Архітектура
Астрологія
Астрономія
Банківська справа
Безпека життєдіяльності
Біографії
Біологія
Біологія і хімія
Біржова справа
Ботаніка та сільське господарство
Валютні відносини
Ветеринарія
Військова кафедра
Географія
Геодезія
Геологія
Діловодство
Гроші та кредит
Природознавство
Журналістика
Зарубіжна література
Зоологія
Видавнича справа та поліграфія
Інвестиції
Інформатика
Історія
Історія техніки
Комунікації і зв'язок
Косметологія
Короткий зміст творів
Криміналістика
Кримінологія
Криптологія
Кулінарія
Культура і мистецтво
Культурологія
Логіка
Логістика
Маркетинг
Математика
Медицина, здоров'я
Медичні науки
Менеджмент
Металургія
Музика
Наука і техніка
Нарисна геометрія
Фільми онлайн
Педагогіка
Підприємництво
Промисловість, виробництво
Психологія
Психологія, педагогіка
Радіоелектроніка
Реклама
Релігія і міфологія
Риторика
Різне
Сексологія
Соціологія
Статистика
Страхування
Будівельні науки
Будівництво
Схемотехніка
Теорія організації
Теплотехніка
Технологія
Товарознавство
Транспорт
Туризм
Управління
Керуючі науки
Фізика
Фізкультура і спорт
Філософія
Фінансові науки
Фінанси
Фотографія
Хімія
Цифрові пристрої
Екологія
Економіка
Економіко-математичне моделювання
Економічна географія
Економічна теорія
Етика

8ref.com

© 8ref.com - українські реферати


енциклопедія  бефстроганов  рагу  оселедець  солянка