Главная Случайная страница Контакты | Мы поможем в написании вашей работы! | ||
|
В практике рекуперации твердых отходов промышленности (особенно минеральных, содержащих черные и цветные металлы, фрагментов деталей вышедшей из строя радиоэлектронной аппаратуры и других изделий на основе металлов и сплавов, некоторых топливных зол, смесей пластмасс, шлаков цветной металлургии и ряда других BMP) используют различные методы обогащения перерабатываемых материалов, подразделяемые на гравитационные, магнитные, электрические, флотационные и специальные.
Гравитационные методы. Эти методы обогащения основаны на различии в скорости падения в жидкой (воздушной) среде частиц различного размера и плотности. Они объединяют обогащение отсадкой, в тяжелых суспензиях, в перемещающихся по наклонным поверхностям потоках, а также промывку.
Отсадка. Отсадка представляет собой процесс разделения минеральных зерен по плотности под действием переменных по направлению вертикальных струй воды (воздуха), проходящих через решето отсадочной машины.
Отсадке обычно подвергают предварительно обесшламленные широко- или узкоклассифицированные материалы оптимальной крупности 0,5-100 мм для нерудных и 0,2-40 мм для рудных материалов. При отсадке крупного материала находящийся на решете его слой толщиной в 5—10 диаметров наибольших частиц в подаваемом на переработку материале (питании) называют постелью. При отсадке мелкого материала (до 3-5 мм) на решете укладывают искусственную постель из крупных тяжелых частиц материала, размер которых в 3-4 раза превышает размер наиболее крупных частиц питания. В процессе отсадки материал расслаивается: в нижнем слое концентрируются тяжелые частицы, в самом верхнем - легкие мелкие. Получаемые слои разгружают раздельно.
Отсадочные машины различаются способом создания пульсации (движением диафрагмы, поршня, решета, пульсирующей подачей сжатого воздуха), типоразмерами, конструктивными особенностями, числом фракций выделяемых продуктов.
Их производительность (в т/ч) как транспортных механизмов может быть определена по формуле:
Q = 3600γсрВНυт , (III. 45)
где γср - средняя насыпная плотность материала постели, т/м3; В -ширина отсадочного отделения, м; Н - высота отсадочной постели, м; υт - средняя скорость продольного перемещения материала в машине, м/с.
Время т пребывания материала в отсадочной машине (время отсадки, обычно составляющее на практике 50-180 с) связано с содержанием рассматриваемых частиц в материале питания Fи и в выделившемся их слое Fв следующим выражением:
τ=ln[Fи(Fи - Fв)]/K, (III. 46)
где К - коэффициент пропорциональности, характеризующий удельную скорость разделения, с-1 (обычно находится в пределах 0,01-0,05 с-1).
Так как в первом приближении
τ = L / υт , (III. 47)
где L - длина отсадочной машины, м, то с учетом (III. 45) и (III. 46) производительность (в т/ч) будет:
где отношение Fв / Fи характеризует извлечение выделившейся фракции в свой продукт, а выражение 1 - Fв / Fи представляет погрешность извлечения, измеряемую содержанием данной фракции в «чужих» продуктах.
Общая погрешность извлечения для всех продуктов отсадки характеризуется суммой засоряющих фракций ∑α в этих продуктах, выражаемой в долях единицы или в % по отношению к материалу питания:
Fи/(Fи-Fв)=/∑α. (III. 50)
Натуральный логарифм обратной величины погрешности извлечения определяют как критерий точности разделения:
η = In 100 /∑α. (III. 51)
С учетом (III.51) связь производительности (в т/ч) отсадочной машины с качеством продуктов отсадки выражается уравнением:
Q = 3600γсрВНLК /η (III. 52)
Типичная схема технологического комплекса отсадки представлена на рис. III-6.
Рис. III-6. Технологический комплекс отсадки: 1 -отсадочная машина; 2 - элеваторы; 3 - бак оборотной воды; 4 - воздуходувка; 5 - зумпф оборотной воды; 6 - насос
Обогащение в тяжелых суспензиях и жидкостях. Этот процесс заключается в разделении материалов по плотности в гравитационном или центробежном поле в суспензии или жидкости, плотность которой является промежуточной между плотностями разделяемых частиц.
Тяжелые суспензии представляют собой взвешенные в воде тонкодисперсные частицы тяжелых минералов или магнитных сплавов - утяжелителей, в качестве которых используют ферросилиций, пирит, пирротин, магнетитовый и гематитовый концентраты и другие материалы крупностью до 0,16 мм. В качестве тяжелых жидкостей используют растворы хлоридов кальция и цинка, тетрахлорида углерода, тетрабромэтана, хлорного олова и других соединений.
Плотность суспензии (в г/см3) определяют по формуле:
δс = С(δу-1) + 1, (III. 53)
где С - объемная концентрация утяжелителя, доли единицы; δу - плотность утяжелителя, г/см3. Масса утяжелителя (в кг) в данном объеме суспензии составляет:
my=Vδу(δс - l)/(δу - l), (III. 54)
где V - объем суспензии, дм3; δу и δс - плотность соответственно утяжелителя и суспензии, г/см3.
Для поддержания устойчивости суспензии в нее добавляют глину (до 3% от массы утяжелителя) или применяют смесь порошков утяжелителей различной плотности.
Наиболее распространенными аппаратами обогащения в тяжелых средах являются барабанные, конусные, колесные и гидроциклонные сепараторы.
Производительность (в т/ч) барабанных сепараторов по всплывающему легкому продукту определяют по формуле:
где γ - выход легкого продукта, доли единицы; D - диаметр барабана, м; h -высота сливного потока (h = 1.2-1,5 поперечника максимального куска), м; υ - скорость потока суспензии на выходе из сепаратора (0,3-0,5), м/с; δл - насыпная плотность легкого продукта, кг/м3. Производительность конусного сепаратора по питанию (в т/ч) рассчитывают по формуле:
Q = qS, (III. 56)
где q - удельная нагрузка на единицу площади рабочей зоны зеркала суспензии сепаратора, т/(м2 • ч); S - площадь рабочей зоны зеркала суспензии сепаратора, м2.
Производительность колесных сепараторов (в т/ч) составляет: по легкому продукту
Q1 = 3,6Ввhυ0θδл, (III. 57)
где Bв - ширина ванны сепаратора, м; υ0 - окружная скорость движения гребков; м/с; - коэффициент заполнения суспензии материалом, доли единицы; δл - плотность легкого продукта; h - высота сливного потока, м; по тяжелому продукту
где V - объем ковша сепаратора, м3; n - число оборотов в минуту элеваторного колеса; z - число ковшей; φ - коэффициент заполнения объема ковша материалом (φ = 0,6-0,7).
Производительность гидроциклонного сепаратора по исходному материалу (в т/ч) определяют из его объемной производительности по суспензии:
где К - коэффициент пропорциональности, равный 8.5; dn и dc - диаметр соответственно питающего отверстия и сливной насадки, м; qc- расход суспензии на 1 м3 исходного материала (qc = 7 - 10), м3; δ- плотность исходного материала.
Обогащение в потоках на наклонных поверхностях. Эти процессы включают обогащение на концентрационных столах, а также в струйных сепараторах, шлюзах и подшлюзках, в винтовых сепараторах и шлюзах.
Обогащение на концентрационных столах характеризуется разделением минеральных частиц по плотности в тонком слое воды, текущей по наклонной плоской деке стола, совершающей возвратно-поступательные горизонтальные движения перпендикулярно направлению движения воды.
Деки бывают трапециевидной и прямоугольной формы. На части поверхности дек в продольном направлении закрепляют параллельно располагаемые рифли (планки переменной высоты и длины), длина которых увеличивается от верхнего к нижнему краю стола - краю разгрузки легких продуктов. Пульпу разделяемого материала подают в верхний угол поверхности стола (деки). Питание деки смывной водой ведут с ее верхнего края, ниже места ввода пульпы. Частицы разделяемого материала большей плотности оседают в межрифленных пространствах и под действием колебаний наклонной деки продвигаются вдоль рифлей, достигая нерифленой части деки, где образуют веер частиц различной плотности, удаляемых раздельно. Неоседающие частицы меньшей плотности переносятся смывным потоком через рифли; их в виде раздельных продуктов отводят с поверхности концентрационного стола.
Более эффективно разделение предварительно классифицированных материалов. Оптимальное отношение длины деки L к ее ширине S определяется крупностью обогащаемых материалов. Концентрационные столы изготовляют в промышленном, полупромышленном и лабораторном исполнении в одно- и многоярусном вариантах с деками трех видов: песковые с L / S ≈ 2,5 для материалов крупностью d > 1 мм, мелкопесковые (L / S = 1,8, d = 0,2—1 мм), шламовые (L/S ≤ 1,5, d< 0,2 мм).
К основным регулируемым технологическим параметрам обогащения на столах относят число n ходов деки стола в минутуи оптимальную длину (в мм) хода, определяемые по выражениям:
где dмакс - размер частиц, равный размеру сита, на котором остаток материала составляет 5%.
Производительность (в т/ч) концентрационного стола может быть определена по формуле:
Q = KδFdср[(δт - ∆)/(δл - ∆)]0,6, (III. 62)
где К - коэффициент (обычно К = 0,1); δ - плотность питания стола. г/см3; F -площадь деки стола, м-; dср - средний арифметический диаметр частиц, мм; δт и δл - плотность соответственно тяжелой и легкой фракций, г/см3; ∆ - плотность среды (для воды ∆ = 1), г/см3.
Один из примеров роли и места концентрации на столах в технологии рекуперации твердых отходов иллюстрируется представленной на рис. III-7 схемой подготовки (обезжелезивания) кварцевого песка для производства хрусталя. Последовательные операции оттирки от песчинок примесей оксидов железа в шаровой мельнице, их отмывки на деке концентрационного стола и магнитной доочистки обеспечивают остаточное содержание железа в продукте менее (10-12) • 10-3 %.
Рис. III-7. Схема обезжелезивания кварцевого песка для производства хрусталя
Обогащение на винтовых сепараторах и шлюзах происходит, как и на столах, в небольшой толщины (6-15 мм) потоке пульпы разделяемых материалов, подаваемой в верхнюю часть наклонного желоба (содержание твердого в пульпе 6-40%).
Винтовые сепараторы представляют собой неподвижные вертикальные винтообразные желоба (число витков 4-6) с поверхностью специального профиля. Тяжелые частицы пульпы сосредоточиваются в желобе ближе к вертикальной оси его витков и разгружаются посредством отсекателей в соответствующие приемники. Легкие частицы концентрируются у периферийной части желоба и разгружаются в нижней части сепаратора. Желоб имеет угол наклона к горизонту, характеризуемый величиной относительного шага винта (отношением шага к диаметру), находящейся в пределах 0,4-0,6.
При максимальной крупности частиц обогащаемых материалов 0,2-8 мм и плотности извлекаемых материалов 6-7,5 г/см3 средняя производительность винтовых сепараторов диаметром 0,5-1,2 м находится в пределах 0.3-12 т/ч. Обогащение предварительно классифицированных и обесшламленных материалов характеризуется лучшими показателями.
Разновидностью винтовых сепараторов являются винтовые шлюзы, характеризующиеся более широкими желобами и меньшими наклонами днищ желобов.
Струйные сепараторы снабжены суживающимся к нижнему концу и устанавливаемым под углом 15-20° желобом или конусом. Пульпу(содержание твердого 50-60%) загружают в верхнюю часть желоба. Сокращение расстояния между стенками желоба от загрузочного конца к разгрузочному приводит к увеличению высоты потока от 1,5-2 до 7-12 мм. Частицы большей плотности концентрируются в нижних слоях потока, а меньшей плотности сосредоточиваются в верхних его слоях. Разделенные потоки частиц поступают в отдельные приемники. Производительность этих аппаратов определяется крупностью и минеральным составом обрабатываемого материала и обычно составляет 0,9-5,5 т/ч на 1 м2 рабочей площади желоба. Их можно использовать и для классификации (например, строительного песка).
Шлюзы характеризуются наличием наклонных (3-15°) лотков с укрепленными на их дне трафаретами (бруски, утолки, профилированные коврики, панцирные сетки, ткань) для задержания тяжелых частиц подаваемой в верхнюю часть лотка пульпы перерабатываемого материала. Эти аппараты могут быть неподвижными и подвижными, глубокого (высота потока до 0,4 м для переработки материалов крупностью от 20 до 100 мм и более) и мелкого (высота потока до 0,05 м для материалов крупностью до 20 мм) заполнения. Аппараты мелкого заполнения называют подшлюзками. Легкие частицы пульпы уносятся потоком через трафареты, частицы большей плотности депонируются в межтрафаретных пространствах, после заполнения которых при прекращенной подаче пульпы производят их промывку водой с последующим смывом концентрата в приемник. Необходимую для заданной объемной производительности ширину шлюза (в м) определяют по выражению:
B = Q/(υh), (III 63)
где Q - расход пульпы, м3/с; υ - скорость потока пульпы, м/с; h -высота потока, м.
Расход пульпы определяют по уравнению:
Q = q(1/δ + R), (III.64)
где q - расход твердого в питании, т/с; δ - плотность твердого, т/м3: R - разжижение пульпы (отношение Ж: Т по массе).
Ширина шлюзов обычно составляет 0,5-1,5 м, длина 6-20 м. Пример технологического комплекса обогащения на шлюзах представлен на рис. III-8.
Рис. Ш-8. Технологический комплекс обогащения на шлюзах: 1 - шлюз; 2 - привод; 3 - бак питания; 4, 7 - насосы, 5 - зумпф питания: 6 - зумпф концентрата; 8 - зумпф смывной воды
Промывка. Для разрушения и удаления глинистых, песчаных и других минеральных, а также органических примесей твердых отходов часто используют процессы их промывки (отмывки), которые проводят в промывочных машинах разнообразной конструкции (гидромониторы, барабанные грохоты, бутары, вращающиеся скрубберы, корытные мойки, аппараты автоклавного и других типов). В качестве промывочного агента наиболее часто используют воду (в ряде случаев с добавками ПАВ), иногда применяют острый пар и различные растворители.
Помимо описанных гравитационных методов обогащения в практике переработки твердых отходов используют и другие, часто называемые инерционными, которые основаны на различии плотностей компонентов обрабатываемых материалов, а также их упрутостей и коэффициента трения. Некоторые из таких методов представлены на рис. III-9.
Рис. III-9. Некоторые приемы разделения смесей твердых отходов: а, б - баллистической сепарацией; в -сепарацией, основанной на различии коэффициентов трения; 1 - ленточные транспортеры; 2 -роторы; 3 пластинчатый транспортер; 4 - отражатель; ЛН - фракция легких неупругих материалов: ТУ - фракция тяжелых упругих материалов
Флотация. Впрактике переработки отдельных видов твердых отходов (некоторых шламов, металлургических шлаков, рудных и нерудных компонентов отвалов и т.п.) находит применение метод их обогащения флотацией. Крупность флотируемых материалов обычно не превышает 0,5 мм. Наиболее распространенной является пенная флотация с использованием механических и пневмомеханических машин, пленочную флотацию ввиду ее низкой производительности и масляную флотацию ввиду ее дороговизны используют крайне ограниченно. Более подробно о флотации см. в разд. 8.2.
Магнитные методы. Магнитное обогащение используют для отделения парамагнитных (слабомагнитных) и ферромагнитных (сильномагнитных) компонентов (веществ с удельной магнитной восприимчивостью χ выше 10-7 м3/кг) смесей твердых материалов от их диамагнитных (немагнитных) составляющих. Сильномагнитными свойствами обладают магнетит (FeO * Fe2O3), маггелит (Fe2O3), пирротин (Fen-lSn), титаномагнетит. ферросилиций, франклинит, сидерит, слабомагнитные оксиды железа после их обжига и некоторые другие вещества. Ряд оксидов, гидроксидов и карбонатов железа, марганца, хрома и редких металлов относится к материалам со слабомагнитными свойствами. Различные породообразующие минералы (кварц, полевые шпаты, кальцит ит.п.) относятся к немагнитным материалам
Удельной магнитной восприимчивостью χ (в м3/кг) называют объемную магнитную восприимчивость вещества א, отнесенную к его плотности δ:
Х=א/δ. (III. 65)
Величина א выражает связь между магнитным моментом вещества М (М - векторная величина, равная геометрической сумме магнитных моментов всех магнитных диполей в данном веществе) и магнитным полем V • Н в этом веществе:
где Н - напряженность магнитного поля. А/м; J - намагниченность вещества - векторная величина (в Ам2). равная отношению суммарного магнитного момента М к объему вещества V:
J = M/V (III.67)
Слабомагнитные материалы обогащают в сильных магнитных полях (напряженностью Н около 800-1600 кА/м), сильномагнитные - в слабых полях (Н ≈ 70-160 кА/м). Магнитные поля промышленных сепараторов бывают в основном постоянными или переменными, комбинированные магнитные поля применяют реже.
Поведение зерен обрабатываемых материалов в постоянном магнитном поле определяется значением их магнитной восприимчивости א, тогда как в переменном магнитном поле помимо этой величины оно зависит от значения остаточной индукции Вг и коэрцитивной (задерживающей) силы Нс для этих частиц.
Сила магнитного притяжения Fм и величина магнитной индукции В являются функциями соответственно градиента напряженности и величины напряженности Н:
где Hgrad H - сила магнитного поля, А2/м3; μ - магнитная проницаемость вещества; μ0 - магнитная постоянная (магнитная проницаемость вакуума, μ0 = 1,26*10-6) Гн/м; μ • μ0 - абсолютная магнитная проницаемость.
Процесс намагничивания сильномагнитного вещества, помещенного в магнитное поле с увеличивающейся напряженностью, в координатах В = f (H) выражается некоторой кривой, выходящей из начала координат. При устранении поля такое вещество сохраняет часть магнитных свойств в виде остаточной индукции Вг. Для достижения нулевого значения Вг необходимо создать поле противоположной напряженности Нс, величину которой называют коэрцитивной силой вещества. Чем меньше величина Нс, тем легче размагничивается материал.
Различные сильномагнитные вещества характеризуются различными значениями Вг и Нс. Действие коэрцитивной силы тем больше, чем дисперснее частицы таких веществ. При напряженности переменного магнитного поля, превосходящей величину Нс магнитных компонентов, происходит притяжение их зерен к полюсам магнитной системы при сильной вибрации, вызываемой некоторым отставанием перемагничивания зерен от изменения направления напряженности поля и обеспечивающей получение весьма чистой фракции при сухой сепарации мелкодисперсных материалов. Магнитные свойства слабомагнитных веществ не зависят от величины Н.
Подлежащие магнитной сепарации материалы, как правило, подвергают предварительной обработке (дробление, измельчение, грохочение, обесшламливание, магнетизирующий обжиг и др.). Обычно магнитное обогащение материалов крупностью 3-50 ммпроводят сухимспособом, материалов мельче 3 мм - мокрым. Технология магнитной сепарации зависит прежде всего от состава подлежащего переработке материала и определяется типом используемых сепараторов. Последние обычно снабжены многоплюсными открытыми или закрытыми магнитными системами, создающими различные типы магнитных полей, различаются способами питания (верхняя или нижняя подача материала), транспорта продуктов обогащения (барабанные, валковые, дисковые, ленточные, роликовые, шкивные сепараторы), характером движения обрабатываемого потока и эвакуации магнитных компонентов (прямоточные, противоточные, полупроти-воточные) и другими особенностями.
Оценка производительности магнитных сепараторов затруднена влиянием на нее многих факторов. Имеющийся опыт эксплуатации этих аппаратов позволяет в ряде случаев рассчитывать их производительность, основываясь на нормах удельных нагрузок на 1 м ширины питания, с использованием выражения:
Q = qnLp, (III.70)
где Q - производительность сепаратора по сухомуисходному питанию, т/ч; q - удельная производительность, т/(м*ч), значения которой могут быть найдены в специальной литературе; n - число головных барабанов, валков или роликов в сепараторе; Lр - рабочая длина барабана, валика или ролика, м.
Ориентировочная оценка производительности (в т/ч) сепараторов при сухой сепарации сильномагнитных материалов может быть сделана по формуле:
Q=8,82n(L-0,1)υδ[(d2-d1)/lgd2/d1]ab. (III.71)
где n - число головных барабанов; L - длина барабана, м: υ - скорость перемещения материала на барабанах (принимается равной 1). м/с; δ - плотность исходного материала, т/м3; d1 и d2 - наименьший и наибольший диаметр зерен питания, мм; а и b - коэффициенты, значения которых могутбыть найдены в специальной литературе.
Эвакуируемые из магнитного поля зерна сильномагнитных материалов вследствие остаточной намагниченности могут агломерироваться в разного вида агрегаты. С целью устраненияпоследствий этого явления, называемого магнитной флокуляцией. используют многократное перемагничивание таких материалов в переменном магнитном поле размагничивающих аппаратов.
В процессах переработки твердых отходов широкое применение находят электромагнитные железоотделители (шкивные, подвесные, саморазгружающиеся сепараторы), предназначенные для извлечения железных и других ферромагнитных предметов из разрыхленных немагнитных материалов.
Электрические методы. Электрическое обогащение основано на различии электрофизических свойств разделяемых материалов и включает сепарацию в электростатическом поле, поле коронного разряда, коронно-электростатическом поле и трибоадгезионную сепарацию. С их помощью решают задачи обогащения, классификации и обеспыливания как рудного сырья и некондиционных продуктов в металлургии черных, цветных и редких металлов, так и многих неметаллических материалов (тонкодисперсного кварца, формовочных песков, известняка, песка для стекольной промышленности и др.).
В однородном электрическом поле на заряженную частицу действует электрическая (кулоновская) сила Fq, обусловленная наличием на частице заряда:
Fq = Eq, (III.72)
где Е - напряженность электрического поля, В/м; q - заряд частицы, Кл. В неоднородном электрическом поле на такую частицу помимо кулоновской действует пондеромоторная сила Fn, обусловленная неоднородностью электрического поля и различием диэлектрической проницаемости среды и частицы:
Fn = ε r3 [(ε i - ε)/ (ε i + 2ε)] EdE /dx, (III.73)
где dE / dx - градиент поля, В/м2; ε и εi - диэлектрическая проницаемость соответственно среды (для газов ε ≈1) и частицы; r - радиус частицы, м.
Направление действия Fn не зависит от знака заряда электрода. При ε > εi, частица втягивается в направлении уменьшения напряженности поля, при ε < εi, сила Fn направлена в сторону ее увеличения.
Электростатическая сепарация основана на различии электропроводности и способности к электризации трением (трибоэлектрический эффект) минеральных частиц разделяемой смеси. По электропроводности все минеральные частицы делятся на проводники, полупроводники и диэлектрики. При контакте частиц обогащаемого материала с поверхностью заряженного металлического электрода всем им сообщается одноименный с ним заряд, величина которого зависит от электропроводности частиц. Электропроводные частицы интенсивно приобретают значительный заряд и отталкиваются от электрода, частицы диэлектриков сохраняют свои траектории.
При небольшой разнице в электропроводности частиц используют электризацию их трением (путем интенсивного перемешивания или транспортирования по поверхности вибролотка). Наэлектризованные частицы направляют в электрическое поле, где происходит их сепарация.
Сепарация в поле коронного разряда, создаваемого между коронируюшим (заряженным до 20-50 тыс. В и более) и осадительным (заземленным) электродом, основана на ионизации пересекающих это поле минеральных частиц оседающими на них ионами воздуха и на различии интенсивности передачи приобретенного таким образом заряда частицами проводников, полупроводников и диэлектриков поверхности осадительного электрода. Эти различия выражаются в различных траекториях движения частиц.
Трибоадгезионная сепарация основана на различии в адгезии (прилипании) к поверхности наэлектризованных трением частиц разделяемого материала. Температура процесса сепарации существенно влияет на силу адгезии, которая усиливается или ослабляется электрическими силами, вызываемыми трибоэлектрическими зарядами. Помимо этого, на частицы действуют силы тяжести и центробежные силы, что в совокупности приводит к разделению частиц по вещественному составу и крупности.
Электрические сепараторы классифицируют по характеру электрического поля (электростатические и с коронным разрядом), способу электризации (с электризацией контактным способом, в поле коронного разряда, трибоэлектризацией и др.) ипо конструкции рабочих органов (барабанные, камерные, ленточные, лотковые, пластинчатые, полочные и др.).
Подлежащие электрической сепарации материалы обычно подвергают подготовительным операциям (классификации, обесшламливанию, сушке, термообработке при температурах до ЗОО°С). Наиболее эффективно процесс сепарации идет при крупности частиц не более 5 мм.
Наряду с перечисленными процессами обогащения при переработке твердых отходов в ряде случаев используют и отличные от них методы (флотогравитация, сепарация по коэффициенту трения и по форме, отдельные приемы радиометрической и других видов сепарации).
Дата публикования: 2015-01-23; Прочитано: 509 | Нарушение авторского права страницы | Мы поможем в написании вашей работы!