Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
Подписываем
Содержание
Введение
1 Расчётная часть
1.1 Конструктивный расчет ……………………………………………………………
1.2 Материальный баланс………………………………………………………………
1.3 Электрический баланс электролизёра……………………..……….…..…...............11
1.4 Расчёт цеха ……………………….….……………………………………………..14
2 Описательная часть……………………….…………………………………..21
2.1 Примеси в металле……………………………………….…21
2.2 Способы очистки. Спектральный анализ металла ……………………………..24
2.3 Техника безопасности при электролизе………………………….………….….26
3. Организационно – экономическая часть……...…………………........34
3.1 Организационная структура проектируемого цеха………………….……….34
3.2 Расчет производственной программы……………………...…………………35
Список использованных источников……………………………………….36
Алюминий сравнительно недавно стал промышленным металлом. Этот металл обладает рядом свойств, которые выгодно отличают его от других металлов. Для него характерны: небольшая плотность; хорошая пластичность и достаточная механическая прочность; высокая тепло- и электропроводность, коррозионная устойчивость. Алюминий способен образовывать со многими металлами сплавы. Алюминиевые сплавы делятся на две группы: литейные сплавы, которые применяются фасонного литья, и деформируемые сплавы, идущие на производство проката штампованных изделий. Из литейных сплавов более распространены сплавы алюминия с кремнием, называемые силуминами.
Важнейшие потребители алюминия и его сплавов – авиационная и автомобильная промышленность, железнодорожный и водный транспорт, машиностроение, электротехническая, химическая металлургическая и пищевая промышленности, промышленное и гражданское строительство.
В металлургической промышленности алюминий применяют в качестве восстановителя при получении ряда металлов(хрома, кальция и пр.) алюмотермическими способами, сварки стальных деталей.
Для получения алюминия - сырца в электролизёр загружают глинозём, анодную массу и фторсоли. В процессе электролиза образуются в основном окислы углерода. В результате испарения и пылеуноса отходящими газами из процесса постоянно выбывают некоторые количества фтористых соединений и глинозёма.
При применении самообжигающихся анодов в процессе электролиза часть анодной массы выбывает в виде летучих соединений при коксовании анода. Кроме того, анодная масса расходуется в виде пены снимаемой с поверхности электролита. Увеличенный расход анодной массы и фтористых солей на электролизёрах с верхним токоподводом объясняется низким качеством анодной массы и недостатками обслуживания электролизёра.
1.1 Материальный баланс
В процессе электролиза криолитоглинозёмного расплава расходуется глинозём, фтористые соли и угольный анод. При этом образуется расплавленный алюминий и газообразные оксиды углерода.
Расчет веду на основании заданных параметров:
- сила тока I = 155,8 кА
- анодная плотность тока dа = 0,65А/см2
- выход по току h =89,3 %
Расход сырья N кг на получение 1 кг алюминия
- глинозем, NГ = 1,931кг
- фтористый алюминий, NФа = 0,032кг
- фтористый кальций, NCа = 0,001кг
- анодная масса, NМ = 0,550
Проектируемый цех состоит из 2 серий.
.
Производительность электролизера РА1, кг рассчитывается по закону Фарадея:
РА1 = j * I * τ * h, (1)
где : j - электрохимический эквивалент алюминия, 0,335 кг/(кА*час);
I - сила тока, кА;
τ - время, час;
h - выход по току, доли единицы.
P А1 = 0,335 * 157000 * 0,883*0,001*1 = 46.4 кг
Приход материалов в электролизёр рассчитывают исходя из норм расхода на 1кг алюминия и производительности электролизёра в час PAl. Затраты по сырью составят
- глинозема RГ, кг
RГ = PAl * NГ (2)
RГ = 46.4 * 1,926 = 89.4 кг
- фтористых солей (А1F3,СаF2 ) RФ, кг
RФ =PAl * (NФа+ NCa) (3)
RФ = 46.4 * ( 0,023 + 0,0011) = 1,1 кг
- анодной массы Rм, кг
Rм = PAl * Nоа (4)
Rм = 46.4 * 0,536 = 27.9 кг
Количество анодных газов рассчитывают исходя из их состава и реакций, протекающих в электролизёре. Для расчета принимаю состав анодных газов, % (масс.): СO2 - 60; СО - 40.
При получении 46,4 алюминия выделится кислорода m0, кг:
(5)
где 48 и 54 – молярная масса соответственно кислорода и алюминия в глиноземе.
кг
Из этого количества в двуокись углерода свяжется кислорода m0co2, кг:
(6)
кг
в окись углерода свяжется кислорода m0co, кг:
(7)
Где 60 и 40 – процентное содержание оксида углерода (CO2) и окиси углерода (СО) соответственно.
кг
Отсюда можно рассчитать количество углерода связанного в двуокись mcco2, кг:
(8)
кг
Количество углерода связанного в оксид углерода, mcco, кг:
(9)
кг
Таким образом, в час выделяется оксидов Pco2 и Pco, кг:
Pco2 = m0co2 + mcco2 (10)
Pco2 = 30.9 + 11,6 = 42,5 кг
Pco = m0co + mcco (11)
Pco = 10,3 + 7.7 = 18
Всего образуется анодных газов Ргаз, кг:
Ргаз = Pco2 + Pco (12)
Ргаз = 42.5 + 18 = 60,5 кг
Теоретический расход глинозема составляет 1,89 кг на 1 кг алюминия. Перерасход глинозема объясняется наличием в его составе примесей и механическими потерями. Тогда потери глинозема G, кг составят:
G = PAl * (Nг - 1,89) (13)
G = 46.4* (1,926– 1,89 ) = 1.8
Потери углерода Rуг, кг находят по разности прихода анодной массы Rм и расхода углерода, связанного в окислы:
Rуг = Rм - (mcco2 + mcco) (14)
Rуг =27,9– (11,6+7,7) =8,6 кг
Приход фторсолей в электролизёр принимаем равным их расходу.
Таблица 1-Материальный баланс электролизера на силу тока 157кА.
|
Приход |
кг |
% |
Расход |
кг |
% |
|
Глинозем |
89,4 |
75,5 |
Алюминий |
46,4 |
39,9 |
|
СО2 |
42,5 |
35,9 |
|||
|
СО |
18 |
15,2 |
|||
|
Анодная масса |
1,1 |
0,9 |
Потери: |
||
|
Глинозем |
1,8 |
1,5 |
|||
|
Фтористые соли |
1,1 |
0,9 |
|||
|
Фтористые соли |
27,9 |
23,6 |
Анодная масса |
8,6 |
7,3 |
|
ИТОГО: |
118,4 |
100 |
ИТОГО: |
118,4 |
100 |
1.2 Конструктивный расчет
В задачу конструктивного расчета входит определение основных размеров электролизера.
1.2.1 Анодное устройство электролизера
Площадь сечения анода Sа определяется по формуле:
, (15)
где I – сила тока, А;
da- анодная плотность тока, А/см2
см2
Ширина анода Ва, см, для электролизёра С8БМ, принимаем 285 см.
Тогда длина анода La, см имеющего прямоугольное сечение составит:
(16)
см
Расчёт штырей, с помощью которых ток подводится к телу анода, осуществляется по силе тока и плотности тока в стальной части штыря принимаю равной dш = 0,19 А/мм2.
Применяемые штыри имеют следующие размеры, мм:
- общая длина – 2700
- длина стальной части -1950
- длина алюминиевой штанги – 1040
- максимальный диаметр – 138
- минимальный диаметр – 100
Площадь сечения всех штырей SО., мм2 определяются:
(17)
мм2
Штыри имеют форму усеченного конуса, поэтому расчёт ведём по среднему диаметру.
(18)
мм
Площадь сечения одного штыря Sш, мм2 имеющего круглое сечение составит:
(19)
мм2
где DШ – средний диаметр штыря, мм
Зная площадь сечения всех штырей и площадь сечения одного штыря можно определить их количество, К:
(20)
Штыри на анодной раме располагаются в 4 ряда, поэтому принимаю их количество 76 штук.
1.2.2 Расчёт катодного устройства
Катодное устройство электролизёра предназначено для создания необходимых условий для протекания процесса электролиза в криолитоглиноземном расплаве. Катодное устройство состоит из стального сварного кожуха, теплоизоляционного слоя и углеродистой футеровки, образующей шахту электролизёра.
Размеры шахты электролизёра
Внутренние размеры шахты электролизера рассчитывают исходя из длины анода (формула 16) и принятых расстояний от анода до стенок боковой футеровки (Рисунок 1). Для данного типа электролизёра установлено, что расстояние
- от продольной стороны анода до футеровки, а = 65 см
- от торца анода до футеровки, в = 55 см.
Рисунок 1 Схема анода и шахты электролизёра
Тогда длина Lш, см и ширина Вш, см шахты определяются:
Lш =Lа + 2*в; (21)
Lш = 848 + 2 * 55 = 958 см
Вш = Ва + 2*а (22)
Вш = 285 + 2 * 65 = 415 см
Глубина шахты электролизёра С-8БМ равна 56,5 см.
Катодное устройство электролизёра имеет сборно-блочную подину, смонтированную из коротких и длинных прошивных блоков вперевязку.
Отечественная промышленность выпускает катодные блоки высотой hб = 40 см , шириной bб = 50 см, и длиной l б от 110 до 400 см. При ширине шахты 415 см применяют катодные блоки:
- короткие l кб = 160 см
- длинные l дб = 220 см
Число секций в подине, Nс определяют исходя из длины шахты:
(23)
где bб – ширина подового блока;
с – ширина шва между блоками, 4 см.
Рисунок 2 Схема подины электролизёра
Число катодных блоков Nб, равно:
Nб = Nс * 2 (24)
Nб = 17* 2 =34
Подина данного электролизера монтируется из 34 катодных блоков, уложенных по 17 штук в два ряда с перевязкой центрального шва.
Межблочные швы при монтаже подины набиваются подовой массой.
Для отвода тока от подины, в подовые блоки вставлены стальные катодные стержни (блюмсы):
- для блока 160 см длина блюмса 219 см;
- для блока 220 см длина блюмса 279 см.
Ширина периферийных швов от подовых блоков до футеровки будет равна:
- в торцах подины, bт,
bт = (25)
bт = см
- по продольным сторонам, bп:
(26)
см
1.2.3 Размеры катодного кожуха
Внутренние размеры катодного кожуха определяются из рассчитанных ранее размеров шахты электролизёра (формулы 21, 22) и толщины слоя теплоизоляционных материалов.
Длина катодного кожуха Lк, см:
где: Lш - длина шахты, см;
3,5 – толщина теплоизоляционной засыпки в торцах электролизёра, см.
Lк = 958 + 2 (20 + 3,5) = 1005
Ширина катодного кожуха Вк, см:
где: Вщ - ширина шахты, см;
5 – толщина теплоизоляционной засыпки в продольных сторонах электролизёра, см.
Вк = 415 + 2 (20+5) = 465
Футеровка днища катодного кожуха выполняется следующим образом (снизу - вверх):
- теплоизоляционная засыпка 3 см;
- два ряда легковесного шамота или красного кирпича 2 6,5 см;
- три ряда шамотного кирпича 3 6,5 см;
- угольная подушка 3 см;
- подовый блок 40 см.
Тогда высота катодного кожуха Нк, см будет:
Нк = 3 + 5* 6,5 + 3 + Нш + hб (29)
где: Нш - глубина шахты, см;
hб – высота подового блока, см.
Нк = 3 + 5 * 6,5 + 3 + 56,5 +40 = 114см
Принимаем катодный кожух контрфорсного типа с днищем. Число контрфорсов равно 20, по 10 с каждой продольной стороны. Стенки катодного кожуха изготавливаются из листовой стали толщиной 10 мм, днище – 12мм.
Кожух снаружи укреплен поясами жесткости из двутавровых балок или швеллеров.
1.3 Электрический баланс электролизёра
Электрический расчёт электролизера заключается в определении всех составляющих падения напряжения на электролизёре, включая напряжение разложения глинозёма и долю падения напряжения при анодных эффектах.
Среднее напряжение UСР.,В на электролизёре определяет общий расход электроэнергии на производство алюминия и равно(В):
где ЕР - напряжение разложении глинозема (или ЭДС поляризации) 1,5;
∆UА - падение напряжения в анодном устройстве,
∆UП - падение напряжения в подине,
∆UАЭ – доля падения напряжения при анодных эффектах,
∆UЭЛ - падение напряжения в электролите,
∆UО - падение напряжения в ошиновке электролизёра,
∆UОО - падение напряжения в общесерийной ошиновке.
1.3.1 Падение напряжения в анодном устройстве
Падение напряжения в анодном устройстве состоит из суммы падений напряжения в ошиновке, контактах и теле анода. Для определения падения напряжения в теле анода с верхним токоподводом пользуются уравнением, предложенным М.А. Коробовым.
, (31)
где Sa - площадь анода,241539 см2;
К - количество токоподводящих штырей- 74
Lср - среднее расстояние от подошвы анода до концов токоподводящих штырей, принимаем в пределах 30 см.
da - анодная плотность тока, 0,65 А/см2;
ρа - удельное электросопротивление анода в интервале температур 750 -950 °С равно 8*10-3 Ом *см.
1.3.2 Падение напряжения в подине
Падение напряжения в подине, смонтированной из прошивных блоков, определяется по уравнению М.А. Коробова и А.М. Цыплакова:
(32)
где lпр - приведенная длина пути тока- 28,4 см;
ρбл - удельное сопротивление прошивных блоков принимаем 3,72 * 10-3 Ом *см.;
Вш - половина ширины шахты ванны 207,5, см;
Вбл - ширина катодного блока-54, см;
a - ширина настыли, равна расстоянию от продольной стороны анода до боковой футеровки, 65 см;
Scт – площадь сечения блюмса -377см2;
da - анодная плотность тока-0,65 А/см2.
Приведенную длину пути тока по блоку lпр, см определяем по уравнению:
(33)
где hбл - высота катодного блока;
hст - высота катодного стержня, 14,5 см;
Вст - ширина катодного стержня, 26 см
см
Ширина катодного блока с учетом набивного шва Вбл,см равна:
Вбл = bб + с, (34)
где bб – ширина подового блока;
с – ширина набивного шва между блоками.
Вбл = 50 + 4 = 54
Площадь сечения катодного стержня с учетом заделки равна:
Sст = hст * Вст (35)
Sст = 14,5 * 26 = 377см2
Тогда падение напряжения в подине ∆UП, В составит (формула 32):
1.3.3 Доля падения напряжения от анодных эффектов
Величину падения напряжения от анодных эффектов ∆UАЭ, В определяем по формуле:
(36)
где UАЭ – напряжение в момент анодного эффекта, принимаем 30 В;
n - длительность анодного эффекта, принимаем 2 мин;
k - частота анодного эффекта в сутки, принимаем 1;
1440 - число минут в сутках.
В
Падение напряжения в электролите, Uэл, В определяется по формуле Форсблома и Машовца:
(37)
где I - сила тока, А;
р - удельное электросопротивление электролита, равно 0,53 Ом * см;
l - межполюсное расстояние, по практическим данным принимаем 5,5 см;
Sа - площадь анода, см2;
2 (La + Вa) - периметр анода, см.
В
1.3.4 Падение напряжения в ошиновке электролизёра
Падение напряжения в ошиновке электролизёра принимаем на основании замеров на промышленных электролизерах: ∆UО = 0,3 В
Падение напряжения в общесерийной ошиновке
Падение напряжения в общесерийной ошиновке принимаем на основании практических данных: ∆UОО = 0,016 В
Таблица 2 - Электрический баланс электролизера на силу тока 157 кА
|
Наименование участков |
Ucp |
Up |
Uгр |
|
напряжение разложения глинозема |
1,500 |
1,500 |
1,500 |
|
падение напряжения в анодном устройстве |
0,534 |
0,534 |
0,534 |
|
падение напряжения в подине |
0,308 |
0,308 |
0,308 |
|
падение напряжения в электролите |
1,76 |
1,76 |
1,76 |
|
доля падения напряжения при анодных эффектах |
0,04 |
-- |
0,04 |
|
падение напряжения в ошиновке электролизёра |
0,300 |
0,300 |
0,300 |
|
падение напряжения в общесерийной ошиновке |
0,016 |
-- |
-- |
|
Итого: |
4,458 |
4,402 |
4,442 |
1.4 Тепловой баланс электролизёра
Нормальная работа электролизёра возможна только при соблюдении теплового равновесия, когда приход и расход тепла в единицу времени при установившемся режиме электролиза становятся равными, т.е. Qпр = Qрасх
Приход тепла в электролизёр осуществляется от прохождения постоянного электрического тока и от сгорания анодной массы.
Тепловой баланс составляют применительно к определённой температуре: окружающей среды или температуре протекания процесса. Обычно составляют баланс при температуре 25°С.
В этом случае уравнение теплового баланса можно представить в виде:
Qэл + Qан = QГ + Q Al + Qгаз + Qп, (38)
где Qэл - приход тепла от электроэнергии;
Qан - приход тепла от сгорания анода;
QГ - расход тепла на разложение глинозёма;
Q Al - тепло, уносимое с вылитым металлом;
Qгаз - тепло, уносимое отходящими газами;
Qп - потери тепла в окружающее пространство.
1.4.1 Расчет приход тепла
Приход тепла от прохождения электрического тока Qэл, кДж определяется по уравнению:
Q эл = 3600 * I * Uгр * τ (39)
где 3600 – тепловой эквивалент 1 кВт*ч, кДж;
I – сила тока, кА;
Uгр – греющее напряжение, В (из таблицы 2);
τ – время, часы.
Q эл = 3600 * 157 * 4,309 * 1 = 2435446.8 кДж
Приход тепла от сгорания угольного анода Qан, кДж определяется:
Qан = Р1СО2 * ∆HTCO2 + Р1СО * HTCO (40)
где Р1СО2 и Р1СО – число киломолей оксидов углерода; определяется по материальному балансу исходя из формул (10 и 11);
∆НТСО2 и ∆НТСО – тепловые эффекты реакций образования СО2 и СО из углерода и кислорода при 25 ˚С (298 К):
∆H298СО2 = 394 070 кДж/кмоль
∆H298СО = 110 616 кДж/кмоль
(41)
кмоль
(42)
кмоль
Qан = 0.97* 394070 + 0,64∙* 110616=453042.1 кДж
1.4.2 Расход тепла
На разложение глинозема расходуется тепла QГ, кДж:
QГ = R1Г * ∆HTГ (43)
где R1Г - расход глинозёма, кмоль определяется по формуле 44
∆HTГ - тепловой эффект образования оксида алюминия при 25 ˚С (298 К), равный 1676000 кДж/кмоль.
(44)
кмоль
кДж
Потери тепла с выливаемым из ванны алюминием рассчитываются, исходя из условия, что количество вылитого алюминия соответствует количеству наработанного за то же время.
При температуре выливаемого алюминия 960 °С энтальпия алюминия ∆HT1Al составляет 43982 кДж/кмоль, а при 25 °С энтальпия алюминия ∆HT2Al равна 6716 кДж/кмоль. Отсюда потери тепла QAl, кДж с выливаемым алюминием составят:
QAl = Р1Al * (∆HT1Al - ∆HT2Al) (45)
где Р1Al - количество наработанного алюминия, кмоль определяемое по формуле:
(46)
кмоль
кДж
Унос тепла с газами при колокольной системе газоотсоса рассчитываем, принимая, что разбавление газов за счет подсоса воздуха в систему отсутствует. В этом случае ведем расчет на основные компоненты анодных газов – оксид и диоксид углерода. Тогда унос тепла с газами Qгаз, кДж будет равен:
Qгаз = Р1СО * ( HT1CO - HT2CO) + Р1СО2 * (HT1CO2 - HT2CO2), (47)
где Р1СО и Р1СО2 – количество CO и CO2, кмоль
HT1CO – энтальпия СО при температуре 550 °С, равна 24860 кДж/кмоль
HT2CO – энтальпия СО при температуре 25 °С, равна 8816 кДж/кмоль
HT1CO2 – энтальпия СО2 при температуре 550 °С, равна 40488 кДж/кмоль
HT2CO2 – энтальпия СО2 при температуре 25°С соответственно, 16446 кДж/кмоль
Qгаз = кДж
Потери тепла в окружающую среду определяются на основании законов теплоотдачи конвекцией, излучением и теплопроводностью. Так как электролизер представляет собой сложную систему, изготовленную из различных материалов, для упрощения расчетов, потери тепла конструктивными элементами электролизёра QП, кДж определяются по разности между приходом тепла и расходом по рассчитанным статьям:
Qп = (Q эл + Qан) - (QГ + QAl + Qгаз) (48)
кДж
Таблица 3 - Тепловой баланс электролизера на силу тока 157кА
|
Приход тепла |
кДж |
% |
Расход тепла |
кДж |
% |
|
От прохождения электроэнергии |
2435446,8 |
84,32 |
На разложение глинозёма |
1474880 |
51,06 |
|
С вылитым металлом |
64097,5 |
2,22 |
|||
|
От сгорания угольного анода |
453042,1 |
15,68 |
С отходящими газами |
33588,9 |
1,16 |
|
Конструктивными элементами и с поверхности электролизёра |
1315922,5 |
45,56 |
|||
|
ИТОГО |
2888488,9 |
100 |
ИТОГО |
2888488,9 |
100 |
1.5 Расчёт цеха
В расчёт цеха входит определение числа рабочих электролизёров в серии, число резервных электролизёров, общее число устанавливаемых электролизёров, годовой выпуск алюминия-сырца одной серией и тремя сериями и удельный расход электроэнергии.
Расчёт числа рабочих электролизёров определяется величиной среднего напряжения на электролизёре и напряжением выпрямительных агрегатов, питающих серию электролизёра.
КПП обеспечивает серию электролизёров, напряжением 850 В. Учитывается резерв напряжения 1% на колебание во внешности сети, потери напряжения в шинопроводах и т.д.
Для подстанции на 850 В рабочее напряжение серии U, В составит:
U = 850 - (U1 + U2 + U3) (49)
U = В
Число рабочих электролизеров N в серии составит:
, (50)
где:U - напряжение серии U, В
UСР - среднее напряжение на электролизере, В (из таблицы 2);
UАЭ- доля увеличения напряжения от анодных эффектов, В (по формуле 36)
Для максимального использования возможностей преобразовательной подстанции и обеспечения постоянства производительности серии, число установленных в ней электролизеров NУ должно быть больше, чем работающих, на число резервных электролизеров.
Количество резервных ванн NР рассчитывается исходя из необходимости капитального ремонта электролизеров по формуле:
, (51)
где:N – число рабочих электролизёров в серии;
t – длительность простоя ванн в ремонте, по практическим данным 6 дней;
Т – срок службы электролизёра, 4 года;
365 – дней в году.
Принимаем 1 резервный электролизёр на серию.
По расчетам установленных электролизеров 188, из этого следует, что остается запас напряжения. Тогда в серии будет рабочих электролизеров N шт.:
N = Nу - NР, (52)
где Nу - число установленных электролизеров;
NР - число резервных электролизеров.
N = 188 - 1 = 187
В 3 сериях будет 4 корпуса, в них установленных электролизёров, NУСТ:
NУСТ = NУ * n (53)
NУСТ = 188 * 3 = 564
Годовая производительность серии Pс, т рассчитывается по формуле:
Pс = 0,335 * I * η * 8760 * N * 10-3 (54)
где 0,335 - электрохимический эквивалент, кг/(кА*ч);
I - сила тока, кА;
η - выход по току, д. е.;
8760 - часов в год;
N - число работающих ванн в серии.
РС = 0,335 * 157000* 0,883 * 8760 * 187 = 76076,56 т
Годовая производительность цеха Рц, т будет:
Рц = Рс * n (55)
Рц = 76076,56 * 3 = 228229,68 т
Удельный расход электроэнергии W, кВт*ч/т рассчитывается по следующей формуле:
(56)
кВт/ч
Выход по энергии г/кВт*ч
(57)
г/кВт*ч
2 Описательная часть
2.1 Процессы, происходящие при формировании самообжигающегося анода
2.1.1 Процессы в жидком слое анода
При нагревании непрерывного самообжигающегося анода происходят различные физико-химические процессы, зависящие от температуры. В верхней зоне анода, ограниченной снизу изотермой 400° С, происходит полимеризация и конденсация углеводородов, заключающаяся в переходе низкомолекулярных соединений в высокомолекулярные, а также дистилляция связующего вещества, в результате которой из пека удаляются легкокипящие смолы и масла. Количество дистиллятов, удаляющихся из зоны разложения, значительно увеличивается при прохождении газов коксования через жидкую массу.
При малых уровнях жидкой анодной массы и высокой температуре ее поверхности значительная часть газов коксования проходит через верх анода, унося с собой большое количество легкокипящих смол. Это снижает выход кокса из анодной массы, увеличивает ее расход и ухудшает условия эксплуатации в цехах электролиза, несмотря на то, что самих газов (метана и водорода) выделяется с поверхности анода мало.
В нижних слоях жидкой части анода, нагретых до 300—400°С, наряду с разложением пека протекают реакции полимеризации и конденсации связующего вещества. В результате этих реакций низкомолекулярные углеводороды превращаются в высокомолекулярные, увеличивается плотность пека и температура его размягчения.
Реакции полимеризации и конденсации играют большую роль при формировании самообжигающегося анода. О том, что они протекают, в значительной мере свидетельствует относительно большое время пребывания анодной массы в зоне температур 300—400°С (около 250 ч), в течение которого свойства и состав пека должны существенно измениться. В результате этих реакций улучшается качество промышленных анодов, свойства их значительно превосходят лабораторные, полученные в условиях быстрого коксования.
2.1.2 Процессы в обожженной части анода
Высокотемпературный пек начинает разлагаться при более высокой температуре (около 400°С). Максимальная скорость газовыделения и общая убыль массы образца высокотемпературного пека примерно в 2 раза меньше, чем среднетемпературного. А так как в аноде происходят реакции уплотнения, в результате ко торых значительно повышается температура размягчения пека и соответственно изменяются его свойства, то при коксовании анодной массы в самообжигающемся аноде образуется значительно меньше газов (главным образом, за счет смолистых веществ), чем можно предположить, исходя из результатов, полученных при коксовании среднетемпературного пека.
Изменение состава газов по мере повышения температуры коксования указывает на то, что до 500°С в значительной степени протекают процессы пиролиза и крекинга, сопровождающиеся значительным выделением метана. Выше 500°С преобладают реакции дегидрирования, и в газах коксования преобладает водород. Наличие в газах коксования СО и СО2, а также кислорода объясняется адсорбцией воздуха угольными материалами. Наиболее интенсивное удаление воздуха и окислов углерода происходит при температуре образования полукокса.
При обжиге непрерывных самообжигающихся анодов и электродов значи тельная часть газов коксования и дистиллятов (смол) проходит через нижние зоны электрода, нагретые до такой высокой температуры, что углеводородные соедине ния разлагаются с образованием углерода и газов, состоящих из водорода и частично метана. Полнота разложения дистиллятов и состав газов, образующихся при этом, зависят от температуры той зоны анода, через которую они проходят.
Углерод, образующийся при разложении смолистых (веществ и отлагающийся в порах анода (электрода), уменьшает его пористость и удельное сопротивление, увеличивает механическую прочность плотность. Измерения поля давления и газопроницаемости анода показывают, что большая часть газов коксования проходит от центра анода к его периферии параллельно изотермам 400—650°С или под небольшим углом к ним. Это значит, что большая часть газов коксования не достигает зоны анода, нагретой до температуры 650—950° С, при которой происходит глубокое разложение углеводородов. Это приводит к снижению выхода кокса, т. е. к неполному использованию углерода при обжиге анода.
При 400—700°С самообжигающийся анод практически не проводит ток, и зона конуса спекания, ограниченная этими изотермами, обычно называется токонепроводящей. Соответственно другая часть конуса, расположенная ниже изотермы 700°С, достаточно хорошо проводит ток и называется токопроводящей.
В присутствии углекислого газа и водорода возможно образование пирогенетической влаги, а это препятствует реакции образования пирогенетического углерода. Такое же вредное влияние на процессы в аноде оказывают пары воды, попадающей в анод с массой, влажность которой часто превышает 1,0%. Эта влага только частично испаряется с поверхности анода. Значительная часть ее вместе с газами коксования, по-видимому, фильтруется через обожженный анод и взаимодействует с углеводородами. В результате этой реакции образуется водород и окислы углерода. При этом не только снижается выход кокса, но и ухудшается качество анода, что в свою очередь повышает его расход при электролизе.
Основным процессом, влияющим на свойства самообжигающегося анода, является удаление водорода, которое начинается при 400—500°С, наиболее интенсивно происходит при 600—700°С и прак тически заканчивается при 900°С. Впрочем, некоторое количество водорода остается в коксе и после прокалки его до 1300—1500° С и даже после графитации при 200°С. Этот оставшийся водород также (хотя и не в такой степени) влияет на свойства анода (особенно на его электропроводность). Однако эти процессы практически не столь существенны и применительно к самообжигающемуся аноду мало интересны, так как температура его не превышает 1000°С.
2.1.3 Электрохимическое и химическое окисление анода
Угольный анод алюминиевого электролизера окисляется за счет кислорода воздуха и углекислого газа, содержащегося в анодных газах, а также в результате электрохимической реакции, протекающей на аноде. Химическое окисление анода кислородом воздуха и углекислым газом происходит на боковой поверхности анода, выше уровня электролита, и является одним из существенных источников перерасхода анода. На электролизерах с верхним анодным токоподводом возможно химическое окисление пробок, образующихся под штырями. Это также увеличивает расход анода. И электрохимическое окисление анода, связанное с прохождением электрического тока через анод и электролит происходит со значительным перерасходом углерода.
Таким образом, перерасход анода за счет химического окисления его относительно велик. Большая часть углерода окисляется после того, как частицы анода осыпятся при его электрохимическом окислении; меньшая часть, вследствие окисления неполяризованного анода: его боковых поверхностей и пробок под штырями на электролизерах с верхним токоподводом (“вторичный анод”).
Потери анода за счет осыпания частиц углерода при электролизе составляют значительную величину и объясняются тем, что реакционная способность кокса, образующегося при коксовании связующего вещества, как правило, значительно больше, чем реакционная способность кокса-заполнителя, и поэтому происходит преимущественное окисление кокса связующего, в то время как зерна кокса-заполнителя осыпаются и накапливаются в электролите. Кроме увеличения расхода анода и анодной массы, это ухудшает технологию электролиза вследствие, уменьшения электропроводности электролита.
Вследствие различия в реакционной способности и напряжении разложения отдельных частиц анода он сгорает неравномерно, что вызывает осыпание частиц кокса-заполнителя. Неравномерность сгорания и осыпаемость анода уменьшаются при увеличении плотности тока вследствие того, что при этом повышается перена пряжение на аноде, а также напряженность электрического поля в электролите, и различия в напряжении разложения различных коксов относительно уменьшаются.
Механизм и кинетика химического окисления различных видов коксов достаточно хорошо изучены, и по этому вопросу в литературе имеется много данных. Правда, в большинстве случаев исследования проводились при относительно высокой температуре, чем пековый. Реакционная способность кокса уменьшается с увеличением температуры его прокалки.
В результате испытания добавок окиси бора в анодную массу промышленных электролизеров удельный pacход массы уменьшился на 6—8%. Однако увеличилось количество снимаемой угольной “пены”, что можно объяснить уменьшением скорости сгорания осыпавшихся частиц углерода вследствие ингибирующего действия окиси бора. Содержание примесей ванадия и титана в алюминии опытных ванн уменьшилось в 3 и 5 раз сравнению с рядовыми электролизерами. Экономический расчет показывает целесообразность применения окиси бора в качестве ингибитора горения при производстве анодной массы.
Из находящихся в расплаве ионов на электродах разряжаются те, которые обладают наиболее положительным (катионы) или отрицательным (анионы) потенциалом разряда.
Из всех ионов по величине потенциалов разряда на электродах должны выделяться Al+3 и О–2 . Основным катодным процессом является разряд ионов алюминия, но он сопровождается побочными процессами:
Основная реакция катодного процесса:
Al+3 + 3е ® Al 0
Установлено, что единственным расходуемым компонентом является Al2O3, разряд других ионов возможен при отклонениях от нормальных условий электролиза.
Слой расплавленного алюминия, накапливающийся на подине, соприкасается с электролитом, что приводит к химическому взаимодействию алюминия с криолитоглиноземным расплавом. Происходит растворение алюминия в электролите и в итоге снижение выхода по току.
Растворение алюминия в электролите может идти двумя путями:
Al + AlF3 ® AlF,
Al 0 + Al+3 ® Al +
С возрастанием содержания AlF3 в электролите потери Al увеличиваются.
Al + NaF ® Na + AlF3,
В системе NaF – AlF3 наименьшие потери алюминия наблюдаются при КО = 2,6 – 2,8 , то есть 27% Al .
Растворенный алюминий за счет циркуляции электролита выносится в прианодное пространство, где окисляется анодными газами, что приводит к значительным потерям металла.
С повышением температуры растворимость Al возрастает и, следовательно, увеличиваются потери металла.
С добавлением CaF2, MgF2 потери алюминия падают. Это объясняется увеличением вязкости расплава, что затрудняет перенос растворенного металла к поверхности расплава и окислении газами. Растворимость алюминия уменьшается при повышении поверхностного натяжения на границе металл – электролит.
Катодный процесс может осложняться совместным разрядом ионов Na+ и Al+. Алюминий является более электроположительным чем натрий, однако при большой концентрации ионов натрия и высокой температуре может наблюдаться разряд ионов Na+ с образованием металла:
Na+ + е ® Na
Расход электроэнергии на выделение натрия снижает выход по току. Поэтому вести электролиз нужно при условиях, исключающих возможность выделения натрия на катоде:
При нормальных условиях выделение алюминия на катоде происходит на поверхности расплавленного алюминия, который и является катодом. При определенных условиях возможно взаимодействие алюминия катодного с угольными блоками с образованием карбида:
Al + С ® Al4С3
Карбид – это тугоплавкое соединение, накапливающееся на подине в виде сложного осадка, обладает большим электросопротивлением, что приводит к повышенному расходу электроэнергии. При наличии Al4С3 изменяется смачиваемость алюминием угольной подины, поверхностное натяжение его падает, что способствует проникновению металла в поры и трещины. В толще блоков металл взаимодействует с углеродом, образуя карбид, а это сопровождается увеличением объема блока на 20% . В итоге подина вспучивается и разрушается.
Образование карбида возможно и в объеме электролита. Из-за взаимодействия растворенного алюминия с углеродом угольной пены образующийся карбид оседает на подину в виде осадка. Образованию карбида способствуют:
2.3 Виды отходов при производстве алюминия и их утилизация
● Цех по производству фтористых солей (ЦПФС). Его назначение - утилизация отходов основного производства, в частности, углеродсодержащей пены, которую снимают с электролита в процессе технологического обслуживания электролизеров. Следующая задача: улавливание фторсодержащих и других загрязняющих веществ, которые имеются в отходящих газах, выбрасываемых в атмосферу. Продукт, производимый цехом, называется смешанный криолит. Смешанный - потому что состоит примерно из одной части флотационного и двух частей регенерационного криолита, получаемого из фтористого водорода, содержащегося в анодных газах. То есть фактически - это цех по очистке анодных газов, которые выбрасываются в атмосферу, от загрязняющих веществ
● Цех по переработке твердых отходов (ЦПО), значительное количество которых накапливается в процессе эксплуатации и при капитальных ремонтах электролизеров. По номенклатуре отходов, имеющих промышленное значение как вторичное сырьё, сегодня насчитывается около15 наименований. Большинство из них полностью утилизируется во внутреннем производстве или реализуется на сторону. Это лом чёрных металлов, углеграфитовая футеровка, бой кирпича и другие.
● Утилизация отработанной футеровки. Отработанная катодная футеровка алюминиевых электролизёров состоит из углеродистой и алюмосиликатной частей, пропитанных расплавам электролита, металла и продуктами взаимодействия перечисленных компонентов. Подина одного электролизёра средней мощности (150-160 КА) при сроке эксплуатации 3-3,5 года может содержать до 5 тонн фтора. Несмотря на увеличение срока службы электролизёров, объём образования отработанной футеровки продолжает оставаться одним из самых высоких среди всего спектра отходов алюминиевого производства.
Кроме того, отработанная футеровка имеет самый сложный вещественный состав. В соответствии с исследованиями, в отработанной футеровки после демонтажа, когда на протяжении нескольких лет продолжаются различные превращения, связанные с выщелачиванием растворимых компонентов атмосферной влагой, разложением интерметаллидов с образованием токсичных газов.
Задача утилизации отработанной футеровки имеет несколько решений, практическая реализация которых определяется конкретной ситуацией в той или иной стране, на том или ином предприятии. В нашей стране природоохранное законодательство весьма гуманно. В итоге у каждого алюминиевого завода имеется своя свалка отходов, где отработанная футеровка складируется без всякого обеззараживания. Масштабы накопления отработанной футеровки на ОАО КрАЗ огромны и представляют серьёзную опасность для региона.
Следует заметить, что на ОАО КрАЗ большая часть вновь образующейся футеровки дробится, рассеивается по классам крупности и реализуется на предприятия чёрной металлургии. Однако это не обеспечивает полного решения проблемы утилизации футеровки.
Наиболее реальным является создание специализированного предприятия по переработке футеровки для группы заводов одной компании. Деятельность такого предприятия должна быть сориентирована на максимально глубокую переработку и реализацию ликвидной части футеровки, обеззараживание и захоронение невостребованной части отходов. Такой подход позволит улучшить экологическую обстановку в районе алюминиевых заводов, снизить затраты на утилизацию данного видов отходов.
3 Организационно – экономическая часть
Данный курсовой проект предусматривает расчёт электролизного цеха, состоящего из трех серий. В результате расчета электролизера были получены следующие данные.
Для реализации проекта понадобится 561 электролизеров с самообжигающимся анодом и верхним токоподводом. Тогда в каждой серии разместится по 188 электролизёров. Рабочих электролизеров в этом цехе 561, число ванн, подлежащих капитальному ремонту 1.
При силе тока 157 кА и выходу по току 88,3 % выход алюминия- сырца на одну ванну в сутки составляет 1113,6 тонн в сутки. А в 3 сериях за год выпуск алюминия- сырца составляет 228229,68 тонн. Среднее напряжение на один электролизёр с верхним токоподводом составляет 4,325 В. Удельный расход электроэнергии составляет 14621,37 кВт*ч /т.
3.2 Расчет производственной программы
На основании расчётных данных производственная часть приведена в таблице.
Таблица 4 - План производства алюминия цеха на силу тока 157 кА
|
Показатели |
Формула |
Цифровое значение |
|
Число установленных электролизёров, шт. |
NУСТ |
564 |
|
Число ванн подлежащих капитальному ремонту, шт. |
141 |
|
|
Длительность простоя одной ванны в капитальном ремонте, дней |
t |
6 |
|
Длительность планового ремонта, дней |
T |
365 |
|
Число электролизёров в ремонте, шт. |
3 |
|
|
Число рабочих электролизёров, шт. |
N = NУ - Nр |
561 |
|
Сила тока, А |
I |
157 |
|
Выход по току, % |
η |
88,3 |
|
Выход на ванну, т/сутки |
m |
1113,6 |
|
Среднее напряжение, В |
Uср |
4,325 |
|
Удельный расход электроэнергии, кВт*ч/т |
14621,37 |
|
|
Количество алюминия т/год |
M = N*m*T |
228229,68 |
Список использованных источников
1. Троицкий И.А. Железнов В.А. 2-е издание, дополненное и переработанное Металлургия алюминия. М.: Металлургия – 1984 .
2. Минцис М.Я., Поляков П.В. Электрометаллургия алюминия. – Новосибирск: Наука, 2001
3. Сушков А.И., Троицкий И. А. Металлургия алюминия. – М.: Металлургия – 1965.
4. Янко Э.А. Производство алюминия в электролизерах с верхним токоподводом. – М.: Металлургия – 1976.
5. Деев П.З. Техника безопасности в производстве алюминия. – М.: Металлургия – 1978.
6. Технико-экономический вестник “Русского алюминия”, №12, сентябрь 1998.
7. Сборник нормативных документов по ОТ и ТБ ОАО КрАЗ