Проект электролизера с обожженными анодами для получения алюминия на силу тока 200 кА и выходом по току не менее 94 %
Государственное образовательное
учреждение
высшего профессионального образования
«Сибирский федеральный университет
Институт цветных металлов и
металловедения»
Кафедра: МЛМ и ПГ
Курсовой проект
Дисциплина: Спецкурс
“Электрометаллургия алюминия и магния”
Тема: Проект электролизера с
обожженными анодами для получения
алюминия на силу тока 200 кА и
выходом по току не менее 94 %
Выполнил:
Проверил:
Содержание
Введение
. Теоретическая часть
.1 Основы электролиза
.1.1 Катодный процесс
.1.2 Анодный процесс
.2 Обоснование выбора состава
электролита
.3 Конструкции алюминиевых
электролизеров
.3.1 Катодное устройство
.3.2 Анодное устройство
.3.3 Ошиновка электролизера
.3.2 Анодное устройство
.3.3 Ошиновка электролизера
. Расчетная часть
.1 Материальный баланс
.2 Конструктивный расчет
электролизера
2.3 Ширина периферийного шва bпт в торцах подины
2.4 Расчет ошиновки
.5 Электрический баланс
электролизера
.5.1 Напряжение поляризации
.5.2 Падение напряжения в
аноде
.5.3 Падение напряжения в
электролите
.5.4 Падение напряжения в
катодном устройстве
.5.5 Падение напряжения в
ошиновке
.5.6 Падение напряжения за
счет анодных эффектов
.5.7 Падение напряжения в
общесерийной ошиновке
.6 Энергетический баланс
электролизера
.6.1 Приход энергии.
.6.2 Расход тепла
Список источников
Введение
В мировой алюминиевой промышленности существует тенденция к разработке
электролизеров все большей мощности. Этому имеется большое количество причин.
Основной причиной является естественная гонка за прибылью, т.е. стремление
получить большее количество металла на имеющихся производственных площадях.
Сила тока на серии электролизеров увеличилось на 500% с 1940 года,
начиная с ванн на 50 кА до 500 кА в настоящий момент (“супер-ванны”).
Соответственно выросла и рабочая площадь анода от 5 м2 до 38 м2. Рабочие
характеристики современных электролизеров на обожженных анодах эффективно
улучшились. Так, например, значение выхода по току достигает 95-96 %, удельный
расход энергии 12.9 кВт•час/кг алюминия и трудозатраты порядка 1,1 человеко-час
на тонну алюминия.
Имеются и другие значительные изменения конструкции и работы
электролизеров на обожженных анодах:
· Улучшенная конструкция токоподводящей шины (включающая компенсацию
магнитных воздействий на более старых конструкциях электролизеров), снижающая
магнито-гидродинамические (МГД) эффекты.
· Точечное питание глиноземом.
· Компьютерная система управления процессом и
усовершенствованные алгоритмы управлением концентрации глинозема и напряжения
на ванне.
· Многоцелевые краны для операций выливки металла, смены анода и т.д.
· Низкое криолитовое отношение (большой избыток AlF3)
· Усовершенствованные газосборные конструкции и системы сухой газоочистки.
· Системы воздушной и твердофазной подачи глинозема к ванне.
· Более качественные аноды.
· Улучшенная конструкция катода с полностью графитизированными катодными
блоками и карбид-кремниевой боковой футеровкой.
· Система автоматического питания AlF3
· Всесторонняя механизация труда.
В данной работе будет спроектирован современный электролизер, работающий
по технологии обожженного анода, из класса мощных ванн на 200 кА. Выход по току
по техническому заданию не менее 94%.
1.
Теоретическая часть
.1 Основы
электролиза
Электролиз криолит-глиноземных расплавов является доминирующим способом
получения алюминия. Получение алюминия электролизом глинозема, растворенного в
расплавленном криолите, было предложено в 1886 году одновременно французом П.
Эру и американцем Ч. Холлом. С тех пор метод Эру-Холла не претерпел
принципиальных изменений, сущность его состоит в следующем.
В плоских ваннах, футерованных углеродистыми материалами, на подине
находится слой расплавленного алюминия, выше - слой электролита
(криолит-глиноземного расплава), т.к. расплавленный алюминий при температуре
электролиза тяжелее электролита. Сверху в ванну опущен угольный анод, частично
погруженный в электролит. Электролитом служит расплавленный криолит с избытком
фторида алюминия, в котором растворен глинозем. Температура процесса близка к
температуре плавления этой смеси и составляет (950-960)°С, концентрация
глинозема в ходе процесса электролиза меняется в диапазоне от 1,5% до 3% (по
массе) при установленных современных системах автоматического питания
глиноземом (АПГ). Процесс состоит в электролитическом разложении глинозема,
растворенного в электролите. На жидком алюминиевом катоде выделяется алюминий,
на аноде происходит окисление выделяющимся кислородом углерода с образованием
смеси газов СО2.
А12О3+1,5С = 2А1+ 1,5СО2 (1.1)
Нельзя сказать, что криолит-глиноземный расплав полностью удовлетворяет
требованиям для электролиза алюминия, но другого растворителя глинозема
попросту не найдено. В состав криолит-глиноземного расплава входят такие
компоненты, как криолит (Na3AlF6,), фторид алюминия (A1F3) и глинозем (А12О3).
Кроме того, в электролит подаются искусственно или вместе с фтористыми солями
фториды кальция, магния, лития и другие. Растворителем глинозема в электролите
являются комплексы A1F63- и A1F4-, а точнее, ион алюминия, входящий в эти
комплексы. Глинозем, поступающий в расплав, вступает во взаимодействие с
криолитовыми комплексами и образует оксифторидные комплексы переменного состава
по реакциям (1.2-1.6). В последнее время считается, что более важны частицы,
образующие мостиковые связи Al-O-Al. С ростом концентрации глинозема растет число оксифторидных
комплексов и повышается доля ионов О2- в окружении ионов А13+.
4AlF63- + Аl2О3 = 3Al2OF84- (1.2)
AlF63- + A12O3 = 3Al2OF62-+6F- (1.3)
AlF63- + A12O3 = 1,5Al2O2F42- (1.4)
F-+AlF63- + A12O3 = 1,5Al2O2F62- (1.5)
1.1.1
Катодный процесс
Единственный катион, присутствующий в криолитглиноземных расплавах,
является ион Na+. Несмотря на то, что ион Na+ является главным проводником тока,
выделение алюминия из промышленных электролитов является преобладающим
процессом (по сравнению с выделением натрия), так как обратимая ЭДС в этом
случае меньше. Таким образом алюминий является термодинамически более легко
выделяемым веществом. Однако доказательств того, что в расплаве присутстствуют
ионы Al3+, не имеется, так как алюминий в
расплаве связан в различные анионные комплексы. На катоде разряжаются AlF63-, AlF4-. Эти анионы способны к восстановлению, потому что
они содержат элемент, чье состояние окисления может быть понижено в пределах
диапазона стабильности расплава :
AlF63-+3e=Al+6F- (1.6)-+3e=Al+4F- (1.7)
Возможно, что реакция (1.6) менее предпочтительная вследствии более
сильного электростатического отталкивания иона AlF63- от катода. Эти реакции также объясняют, почему
электролит вблизи катода содержит повышенную концентрацию ионов F-. [1]
1.1.2 Анодный
процесс
Аноды, применяемые в промышленных алюминиевых электролизерах,
изготавливаются из массы, содержащей 70-80 % прокаленного кокса-наполнителя и
30-20 % пека, используемого как связующее. В качестве наполнителя применяются
очень чистые, малозольные коксы, полученные коксованием каменноугольного пека
(пековый кокс) или остатков после крекинга нефти (нефтяной кокс).
При нагревании массы происходит коксование связующего, зерна
кокса-наполнителя связываются прочными коксовыми мостиками, и при температуре
свыше 700 °С получается монолитный, прочный и хорошо проводящий ток электрод.
Процесс коксования в электролизерах с самообжигающимися анодами происходит
непосредственно в электролизере, а предварительно обожженные аноды коксуются в
специальных печах для обжига.
Анодный процесс можно представить последовательно протекающими стадиями:
При высокой концентрации глинозема могут разряжаться анионы:
Al2O2F42-+4F-+C-4e=CO2+2AlF4- (1.8)O2F64-+2F-+C-4e=CO2+2AlF4-
(1.9)
При малой концентрации глинозема, когда преобладают частицы Al2OF84-, Al2OF62- реакции могут быть записаны в
виде:
3Al2OF84-+C-4e=CO2+4AlF4- (1.10)
Al2OF62--+4F-+C-4e=CO2+4AlF4- (1.11)
Реакции 1.8-1.11 объясняют почему электролит становится обогащенным по AlF4- вблизи анода. [1]
Анодные газы промышленных электролизеров содержат в среднем 85 % СО2 и 15
% СО. Такое изменение состава газа происходит в результате вторичных реакций:
· взаимодействия первичного СО2 с углеродом анода - реакция
Будуара
С+СО2=2СО, (1.12)
· восстановления СО2 растворенным в электролите алюминием в
виде субфторидов натрия и алюминия, по реакции (1.13) и (1.14)
A1F + ЗСО2 = А12О3 + A1F3 + ЗСО (1.13)
Na2F + 1,5СО2 = 1,5 Na2O + 3NaF + 1,5СО (1.14)
Так как реакция Будуара идет лишь в порах и трещинах анода (вне зоны
поляризации), то равновесие при температуре электролиза сильно сдвинуто вправо
- в равновесной газовой смеси содержание СО достигает 98 % . Но в смеси анодных
газов содержание СО не достигает равновесного. Кроме того, СО2 взаимодействует
с угольной пеной, взвешенной в электролите, и с боковыми гранями анода,
выступающими из электролита. Так как анодные газы содержат и СО2, и СО,
суммарную реакцию в электролизе можно представить уравнением, обозначив через х
число молей углерода, участвующих в суммарной реакции:
А12О3 + хС = 2А1 + (3-х)СО2 + (2х-3)СО (1.15)
Коэффициент х подчеркивает переменный характер расхода углерода, который
зависит от многих факторов: гидродинамики электролита, состояния и свойств
анода, состава и температуры электролита и других. Минимальный расход углерода
на один грамм - атом алюминия получается при х=1,5, максимальный - при х = 3.
Перенос тока на 99 % осуществляется ионами Na+ и только 1 % тока
переносится от анода к катоду анионами, причем отношение количества ионов фтора
к количеству кислорода в этих расплавах равно двум.
Теоретически при электролизе должны расходоваться глинозем, углеродистый
анод, а также электроэнергия, необходимая не только для осуществления
электрохимического процесса, но и для поддержания высокой рабочей температуры.
На самом деле расходуется, и некоторое количество фтористых солей, которые
испаряются и впитываются в футеровку. Для поддержания уровня и состава
электролита загружают криолит, оборотный электролит, фторид алюминия и соду
кальцинированную.
Как упоминалось, концентрация глинозема в промышленных электролизерах
составляет от 1,5 до 3 %. Если концентрация глинозема опускается ниже одного
процента, то наблюдается нехватка ионов кислорода у поверхности анода,
следствием чего является резкое увеличение напряжения на ванне, и разряд других
ионов (анодный эффект). При анодном эффекте протекают следующие реакции:
2Na3AlF6 + А12О3 + С = 3COF2 + 6NaF +
4A1, (1.16)
4Na3AlF6 + ЗС =
3CF4 + 12NaF + 4A1, (1.17)e=Fадс
(1.18)
уFадс+xС=СxFу (1.19)
СxFу=Сx-1Fy-4+CFy (1.20)
Для удаления пленки CxFy с анода в ванну вводят такие окислители, как
глинозем, алюминий или органические соединения. В результате анодных эффектов
увеличивается расход электроэнергии и фторсолей, но для обеспечения нормальной
работы электролизера необходимо, чтобы анодные эффекты возникали не реже, чем
один раз в сутки, т.к. по их частоте можно судить о концентрации глинозема в
электролите [2].
.2
Обоснование выбора состава электролита
Современные алюминиевые электролиты движутся в сторону кислых электролитов.
К.О. электролитов колеблется в пределах 2,5-2,3 , вплоть до К,О=2,2. Имеющаяся
тенденция связана с увеличением выхода по току на алюминиевом электролизере при
снижении к.о. (рис.1.1)[3]
Переход на кислые электролиты также обусловлен низкой растворимостью
натрия в кислых электролитах, т.к. натрий, переходящий в алюминий, оказывает
отрицательное влияние на качество металла; этот переход также снижает
растворимость алюминия, а ,следовательно, снижаются его потери. Согласно
различным источникам увеличение избыточного AlF3 от 0,6 до 3 мас. % увеличивает выход по току на 1 %.
[4]
В проектируемом электролизере мы применим электролит с к.о.=2,3, что
позволит достичь выхода по току η=94% (при оптимальных прочих условиях).
Введение различных добавок в промышленные электролиты необходимо для
снижения температуры его плавления и улучшения других физико-химических
свойств. Применяемые добавки должны иметь катионы более электроотрицательные,
чем Al3+, а анионы более положительные чем O2-.
Свойства электролита можно изменять путем добавления ограниченного
количества CaF2, LiF, MgF2.
Фторид кальция всегда присутствует в электролите, т.к. CaO является примесью в глиноземе. [1]
Практика показывает, что фторид кальция до 6 мас. % оказывает
благоприятное влияние на свойства электролита: снижает давление пара, снижает
растворимость металла в электролите, способствует несмачиванию угольной пены
электролитом, повышает выход по току.
Параметры принимаемого электролита:
К.о.=2,3
[Na3AlF6]=79%
[AlF3]ИЗБ=11%
[Al2O3]=3%
[CaF2]=5%
1.3
Конструкции алюминиевых электролизеров
Современные промышленные ванны сохранили основные конструктивные черты
первых электролизеров. За период развития электролитического способа
производства алюминия были увеличены лишь размеры ванн и усовершенствованы те
или иные их детали.
Любая электролизная ванна, предназначенная для производства алюминия,
состоит из металлического кожуха, футерованного изнутри огнеупорным и
углеродистым материалами, проводящей ток угольной подины, которая служит
катодом, и угольных анодов, погруженных в расплавленный электролит.
Промышленные алюминиевые ванны питаются постоянным электрическим током не
только для осуществления электрохимического процесса, но и для внутреннего
нагрева джоулевым теплом, развиваемым током при прохождении через слой
электролита.
В этих условиях на боковой поверхности рабочего пространства ванны
образуется гарниссаж из твердого электролита, который предохраняет футеровочный
материал от разрушающего влияния расплавленных фтористых солей, а также
предупреждает утечку тока через угольную футеровку.
Любой электролизер состоит из катодного устройства, анодной системы,
катодной и анодной ошиновок и опорных металлоконструкций.
Алюминиевые электролизеры различаются по мощности и по конструкции
анодного устройства.
По конструкции анодного устройства современные электролизеры делят на три
типа:
- с самообжигающимся анодом и боковым токоподводом;
- с самообжигающимся анодом и верхним токоподводом;
-с обожженными анодами.
В связи с тем, что в данной работе проектируем электролизер с обожженным
анодом, то рассматриваем устройство только такого типа электролизера.
.3.1 Катодное
устройство
Катодное устройство у всех типов электролизеров одинаковое, но разные
конструкции кожухов для электролизеров различной мощности.
Конструктивная основа катодного устройства - стальной кожух. По степени
тепловой защиты подины различают электролизеры без днища и электролизеры с
днищем.
Боковые стенки катодного кожуха футеруются 1-2 рядами угольных плит.
Плиты на основе карбида кремния крепятся прямо к стенке катодного кожуха.
Размеры угольных блоков и плит:
подовые блоки имеют сечение 400•500 и длину 600, 800, 1200 или 1600 мм, в
некоторых случаях - до 2500 мм; (блоки подовые для алюминиевых электролизеров
ТУ 1913-109-021-99)
боковые плиты (SiC) -
толщиной 70 мм, высотой 600-800 мм и длиной 550мм.
Подовые блоки устанавливаются на расстоянии 25-50 мм друг от друга. В
пространство между блоками набивают подовую углеродистую массу, которая при
обжиге подины коксуется, и образующиеся швы прочно связывают блоки между собой.
Размеры шахты электролизера зависят от мощности электролизера. Глубина
шахты обычно составляет 400-600 мм, расстояние от анода до стенок шахты по продольной
стороне 440-650 мм, по торцевой стороне 500-600 мм.
Кожух без днища выполняется обычно в виде рамы, сваренной из стальных
балок и листа.
Для мощных электролизеров применяют кожухи с днищем. Это сваренное из
листовой стали (20 мм) корыто, укрепленное балками (контрфорсами). Контрфорсы
представляют собой вертикальные стойки, стянутые поперек электролизера на
уровне днища стальными тягами попарно. Верхние концы контрфорсов удерживают
кожух электролизера от распирающих усилий в подине, а нижние концы противоположных
контрфорсов опираются попарно на железобетонные балки. Балки «работают» на
сжатие, а стягивающие стальные тяги выполняют роль нулевой точки рычага.
Прочность катодного кожуха определяется жесткостью контрфорсов.
Днище кожуха опирается на поперечные стальные балки, которые поставлены
на продольные двутавровые балки, установленные на железобетонные балки с
колоннами, заделанные в фундаменте. Футеровка кожуха такая же, как и у кожухов
без днища, с той лишь разницей, что между футеровкой и стальным кожухом
укладываются асбестовые листы.
Так как конструкция кожуха поднята на колоннах и рабочая площадка
(уровень пола в цехе) находится на отметке +4 м над поверхностью земли, то
считается, что такие электролизеры расположены на втором этаже.
На катодный кожух электролизеров четырьмя колоннами опирается несущая
конструкция - каркас электролизера. На каркасе крепятся анодное устройство,
укрытие электролизера, глиноземные бункеры и механизмы для перемещения анода и
панелей укрытия.
.3.2 Анодное
устройство
Токоподводящим материалом анода являются анодные блоки. В ходе процесса
электролиза анод постепенно расходуется, окисляясь разряжающимся на аноде
кислородом, и поэтому анод необходимо периодически опускать. Периодически
возникает также необходимость поднимать анодное устройство. Для перемещения
анодного устройства служит специальный подъемный механизм.
ГОСТ на анодные блоки: ТУ 1913-001-00200992-95
Тип Б, размеры длина 1450 мм, ширина 700, высота 600.
.3.3 Ошиновка
электролизера
Токонесущим элементом электролизеров является ошиновка.
Ошиновка электролизера предназначена для подвода (анодная) и отвода
(катодная) тока. В анодную часть ошиновки входят гибкие пакеты, анодные стояки
и уравнительные анодные шины, от которых ток при помощи специальных контактов
передается к штырям. Катодная часть ошиновки состоит из гибких лент - катодных
спусков, отводящих ток от катодных стержней подины и катодных шин. Все контакты
между элементами ошиновки, как правило, выполнены сварными.
К ошиновке предъявляются требования:
подвод тока к электролизеру обязательно должен быть двусторонним, а
анодная ошиновка асимметрична относительно продольной и поперечной осей
электролизера с целью компенсации отрицательного влияния магнитных полей;
плотность тока в ошиновке должна быть оптимальной; затраты на ошиновку
должны быть минимальными при допустимых потерях электроэнергии в ней;
необходимо иметь возможность быстрого отключения и подключения в
электрическую цепь одного электролизера без нарушений работы остальных;
ошиновка должна обеспечивать стабильную форму поверхности расплавленного
металла на подине, близкую к горизонтальной.
Обоснование
выбора катодных угольных блоков.
В последнее десятилетие с целью снижения падения напряжения на катоде и
потребления энергии, а также для лучшего соответствия повышенной силе тока на
многих заводах используются графитизированные и графитовые катодные блоки,
которые обладают более высокой тепло- и электропроводимостью по сравнению с
аморфными и полуграфитовыми блоками.
В таблице 1.1 приведено сравнение свойств основных типов катодных блоков
(согласно [5])
Таблица 1.1
Качественное сравнение различных свойств трех главных групп катодных
угольных блоков
|
Сравниваемые свойства
|
Основанные на аморфном
углероде
|
Полу графитовые
|
Графитизированные
|
|
Относительная цена
|
1
|
1,5-1,8
|
2-3
|
|
Эрозия/Сопротивление эрозии
|
Превосходная
|
Хорошая
|
Плохая
|
|
Сопротивление термоудару
|
Приемлемое
|
Очень хорошее
|
Превосходное
|
|
Теплопроводность
|
Умеренная
|
Высокая
|
Очень высокая
|
|
Электросопротивление
|
|
|
|
|
- комнатная температура
|
Высокое
|
Низкое
|
Очень низкое
|
|
- температура ванны
|
Среднее
|
Очень низкое
|
Очень низкое
|
|
Прочность на сжатие
|
Высокая
|
Адекватная
|
Низкая
|
|
Натриевое вспучивание
|
Адекватная
|
Низкая
|
Низкая
|
Классификация катодных блоков:
Графитизированные: весь блок (твердая часть и связующее), содержащий
материалы, которые могут графитизироваться, подвергаются термической обработке
до 3000 °С, давая графитовый материал.
Полуграфитизированные: весь блок (наполнитель и связующее), содержащий
материалы, которые могут графитизироваться, подвергаются термической обработке
до температуры приблизительно 2300 0С.
Полуграфитовые: наполнитель - графитизированный материал, но блок (кокс
связующего) получился при термической обработке в условиях нормальной прокалки
(приблизительно 1200 °С).
Аморфные: никакая часть наполнителя не графитизирована. Блок
прокаливается до температуры 1200 °С. Аморфный углерод может иметь
дополнительную классификацию: кальцинированный газом или во вращающихся печах.
Твердой фазой обычно является антрацит, который равномерно прокален и
графитизация при этом не имела места (ГКА). Электрокальцинированный аморфный
углерод: материалом на наполнителя обычно служит антрацит, и некоторые процессы
ведут к получению материала, который частично графитизирован (ЭКА). Аморфный
углерод с добавкой графита: в шихту добавляется графитовый наполнитель.
Количество добавки меняется в диапазоне 20-70% от состава сухой шихты.[5]
При выборе катодного блока необходимо отталкиваться от требований,
предъявляемых к катодному устройству.
Идеальная катодная подина должна удовлетворять следующим требованиям:
высокая электропроводность,
высокая сопротивляемость термоударам,
малая теплопроводность,
хороший электрический контакт со встроенными токоподводами,
малая пористость,
высокая смачиваемость расплавленным алюминием,
хорошая сопротивляемость внедрению натрия и электролита,
стойкость к истиранию (эрозия от осадка, металла и/или
электролита),
Ни один из существующих материалов не удовлетворяет всем требованиям в
полной мере, но при работе на повышенной силе тока и на мощных электролизерах
большее внимание уделяют графитизированным и графитовым блокам.
Согласно [6] , во время работы падение напряжения на электролизерах с
графитизированными блоками меньше, а их поведение отличается боее высокой
стабильностью, чем у электролизеров с антрацитовыми и полуграфитовыми блоками.
По последним данным, срок службы графитовых электролизеров на заводах Alcan составляет 2400-2500 дней, а
графитизированных 1800-2000 (против 1500-1600 у полуграфитовых и 1400-1500 у
антрацитовых)
Высокая теплопроводность графитизированных блоков позволяет обеспечивать
хороший тепловой баланс серии с высокой силой тока. Решение проблемы перегрева
и потери бортовой настыли заключалось в замене полуграфитовых блоков на
графитизированные.
Стоимость графитизировынных блоков гораздо ниже, чем у графитовых,
поэтому, учитывая все выше сказанное, мы остановимся на графитизированных
блоках, которые обладают лучшими эксплутационными качествами, чем антрацитовые
и полуграфитовые, и ниже по стоимости, чем графитовые (причем графитизированные
блоки достигают показателей графитовых блоков примерно через год службы
электролизера)
Блок катодный графитизированный ТУ 1913-109-021-99 с полной механической
обработкой.
Обоснование
выбора барьерного слоя.
Барьерные материалы, расположенные непосредственно под катодными блоками,
предназначены для защиты нижних теплоизоляционных слоев от теплового и
химического взаимодействия компонентов ванны электролизера.
К настоящему времени в качестве барьерных материалов опробовано большое
количество различных материалов анорит (CaO·Al2O3·SiO2), форстерит (2MgO•SiO2),
оливин (MgO•SiO2). Наиболее широко используемые в электролизерах
барьерные материалы по химическому составу представляют алюмосиликаты. [7]
При выборе барьерного слоя возможен выбор предварительно обожженных
материалов или безобжиговые неформованные материалы.
Предварительно обожженные формованные материалы обладают меньшей
проницаемостью по отношению к электролиту, но их недостатком является большое
количество образующихся швов при кладке. С точки зрения технологичности более
предпочтительны безобжиговые неформованные материалы. Несмотря на их более
высокую проницаемость, через короткий промежуток времени работы электролизера
они приобретают свойства сформированных материалов, обжигаясь и формируя
монолитный барьер, предохраняющий нижние слои от воздействия электролита.
Проведенные испытания СБС отечественного производства и КНР показали
преимущества импортной барьерной смеси [8]. Поэтому к применению в
электролизере мы рекомендуем СБС Е-50, производимую в Китае и поставляемую
фирмой Mayerton. Характеристики материала приведены
в табл. 1.2
Табл. 1.2 Характеристики СБС Е-50.
Высота подушки барьерного слоя 50 мм.
Обоснование
выбора бортовых блоков.
На электролизерах нашли применение бортовые блоки двух типов: бортовые
блоки на основе углеграфитовых материалов (практически, материал подовых блоков)
и бортовые блоки на основе карбида кремния (SiC).
При выборе материала бортового блока к нему предъявляются следующие
требования:
малая электропроводность
высокая теплопроводность
устойчивость к окислению кислородом воздуха
устойчивость к агрессивной среде электролита.
При проектировании современного мощного электролизера мы остановим свой
выбор на бортовых блоках на основе карбида кремния, т.к. они лучше
удовлетворяют предъявляемым требованиям и позволяют улучшить конструкцию
электролизера: увеличить площадь анода, позволят при большем тепловыделении
электролизера сбалансировать тепловой поток.
Карбид кремния производится уже в течение столетия и, тем не менее,
считается перспективным огнеупорным материалом.
Использование огнеупоров из карбида кремния постоянно возрастает в ходе
разработки и создания новых усовершенствованных систем связок.
Поэтому огнеупоры из карбида кремния на нитридной связке (Si3N4/SiC)
нашли широкое применение в алюминиевой промышленности. Этот продукт
производится путем смешения зерен карбида кремния с очень чистым металлическим
кремнием; этой смеси придается форма, которая затем обжигается в атмосфере
азота при температуре 1400 °С.
В последние годы проводилось множество опытов с различными системами
связки. Опыты показали, что только карбид кремния на нитридной связке обладает
необходимой прочностью.
Конечный продукт состоит из карбида кремния в матрице альфа и бета
нитрида кремния (Si3N4) и небольшого количества оксинитрида кремния (Si2ON2).
Наиболее важные характеристики карбида кремния, позволяющие использовать
его в качестве бортовой части подины электролизера:
Высокое сопротивление окислению
Устойчивость к расплавленному криолиту
Высокая теплопроводность
Высокое сопротивление истиранию
Высокая электросопротивляемость
Применение бортовых блоков на основе карбида кремния на нитридной связке
позволит:
Более тонкие стенки увеличивают производительность
Большая емкость электролита
Улучшает образование настыли
Более тонкие стенки повышают эффективность
Увеличивается рассеивание теплоты
Чем больше размер анодов, тем ниже плотность тока [9]
Обоснование
выбора теплоизоляции.
На различных заводах применяются различные решения при выборе
теплоизоляции. Часто при модернизации или разработке нового проекта выбирались
материалы, применяющиеся на существующих электролизерах, по причине того, что
считалось, что они вполне удовлетворяют предъявляемым требованиям. При
проектировании нашего электролизера мы будем опираться на новые материалы,
применение которых в последнее время показало их преимущества над
“классическими” теплоизоляционными материалами.
Существуют 4 различные группы изоляционных материалов: диатомитовые
кирпичи, перлитовые кирпичи, вермикулитовые плиты и плиты на основе силиката
кальция:
Диатомитовые кирпичи: Качество диатомитовых кирпичей бывает разным в
зависимости от связующего: пластичная глина смешивается с диатомовой землей
естественным образом (как в кирпичах Moler) либо же ее добавляют специально.
При производстве диатомитовых кирпичей природную смесь глины и диатомовой земли
нагревают перед формовкой и нарезкой. Кирпичи высушивают перед обжигом при
900-050°С в туннельных печах. На конечном этапе проводят обработку всех 6
поверхностей кирпича. Диатомовая земля обеспечивает естественную тонкую
пористость кирпичей. Диатомитовые кирпичи Moler успешно применяют в качестве
изоляционного материала с 1964 г.
Перлитовые кирпичи: Измельченный перлит (вулканическая порода) вспенивают
при высоких температурах, за счет чего обеспечивается высокая пористость
перлита. Вспененный перлит смешивают с цементом и водой, а затем прессуют
кирпичи, которые высушивают. Перлитовые кирпичи также успешно применяют в
течение более 30 лет.
Вермикулитовые плиты: Вермикулит (минерал, состоящий из нескольких тонких
слоев) расслаивают при высоких температурах для обеспечения высокой пористости.
Вермикулит смешивают с щелочным силикатным связующим и прессуют в плиты или
блоки. Наибольшую известность в качестве изоляции электролизеров вермикулитовые
плиты получили после статьи Tabereaux в 1982, в которой сообщалось о высокой
стойкости к воздействию электролита.
Плиты на основе силиката кальция: Мел и кремнезем в определенных молярных
отношениях подвергают кипячению в воде. Перед изготовлением плит в эту смесь
добавляют органические армирующие волокна. Плиты подвергают автоклавной
обработке при определенном давлении и температуре для формирования требуемых
минеральных фаз. Ксонотлит. Кристаллы ксонотлита имеет игловидную форму и
ориентированы во всех направлениях, формируя систему с очень тонкой
пористостью. Применение силиката кальция (по крайней мере при максимальных
рабочих температурах выше 1000°С) в электролизерах становится все более
частым.[10]
Применение двух последних материалов на экспериментальных участках ОАО
КрАЗ показывает, что они обладают определенными преимуществами над
“классической” диатомовой изоляцией. Преимущества, выявленные при использовании
вермикулитовых плит ООО”АтомСтрой” (Железногорск): практически отсутствует бой
при проведении футеровочных работ, кладка плотная, ровная, произошло значительное
сокращение швов и трудозатрат. Недостатки: существенное количество связанной
влаги, выделение которой наблюдалось в пусковой и послепусковой период. [11]
С момента появления статьи Tabereaux в 1982, в которой особое внимание
уделялось высокой стойкости вермикулита к воздействию электролита, на некоторых
заводах появилась тенденция к предпочтению именно вермикулита, а не других
изоляционных материалов. Материал V-1100 обладает хорошей стойкостью к
воздействию электролита. Материал VIP-12, который был специально разработан для
электролизеров, обладает еще большей стойкостью к воздействию электролита, чем
диатомитовые кирпичи Moler. Поэтому VIP-12 также используют для защиты
материала SUPER-1100 E.
Материал V-1100 (375 кг/м³) является очень гибким, его можно
использовать для замены волокнистых материалов, применяемых в нижней части
электролизера для адсорбции некоторых выделений других огнеупоров.
Наличие крупных плит и даже готовых комплектов для электролизеров
обеспечивает быстроту установки. При зависимости от затрат на ручной труд в
сравнении с затратами на материалы этот момент является весьма важным,
обеспечивая снижение затрат на установку. Еще одной причиной применения плит
является малое число стыков. [10]
Поэтому при выборе теплоизоляционной футеровки мы остановим свой выбор на
вермикулитовых плитах.
Вермикулитовые плиты: ТУ 5716-020-92534-97
Табл. 1.3 Химический состав плит, %:
|
SiO2
|
Al2O3
|
MgO
|
NiO2
|
Fe2O3
|
CaO
|
K2O
|
Na2O
|
FeO
|
П.п.п.
|
|
41
|
12,1
|
27,8
|
0,8
|
6,3
|
1,8
|
0,2
|
3,4
|
0,6
|
6,0
|
Технические характеристики плит:
. Линейные размеры, мм
Длина 1200
Ширина 600
Толщина 65.
. Плотность, кг/м3 - 400,600.
3. Предел прочности при сжатии, МПа - 1,1-1,2.
Предел прочности при изгибе, МПа - 0,5.
. Пористость, % - 80-85.
5. Линейная температурная усадка, % не более, при температуре
650оС 0,1-0,2
900оС 2 [12]
Обоснование
выбора огнеупорных материалов.
Основными факторами влияющими на стойкость огнеупоров в подине катодов,
при воздействии электролита и криолит-глиноземного расплава являются:
Минералогический состав, т.е. соотношение глинозема и кремнезема, а также
выход муллита в шамотном огнеупоре после обжига изделия сырца.
Общая пористость материала и структура порораспределения по размеру и
качеству
Геометрия и внешний вид изделия
Качество сырьевых материалов, применяемых для производства изделий и
технологические параметры производства огнеупоров.
Тип продуктов реакции после взаимодействия огнеупора с корродиентами при
температурах электролизера.
Сопротивление криолиту огнеупорных материалов существенно зависит от содержания
кремнезема:
Табл.1.4 Результаты испытаний огнеупоров в криолитовой чаше
|
Соотношение Al2O3/SiO2
|
0,18
|
0,19
|
0,22
|
0,34
|
0,64
|
0,76
|
|
Растворенная в криолите
область, см2 (восст атм)
|
2,37
|
2,85
|
3,45
|
4,25
|
7,25
|
8,1
|
|
Растворенная в криолите
область, см2 (окисл. атм)
|
1,85
|
3,2
|
4,15
|
4,2
|
5,15
|
7,5
|
В таблице 1.5 приведены сравнительные характеристики огнеупорных
материалов применяемых в алюминиевой промышленности.
Таблица 1.5 Сравнение преимуществ и недостатков различных огнеупорных
материалов
|
Нижняя сторона футеровки
катода
|
ОГНЕУПОРЫ
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
|
Огнеупор. материалы
|
Измельченный глинозем
|
Огнеупорные кирпичи
|
Барьерные кирпичи с высоким
содержанием глинозема
|
Алюмосиликатные монолиты
|
Анортитовые монолиты
|
Форстеритовые барьерные
кирпичи
|
|
Преимущества
|
Переработка отходов Низкая
стоимость
|
Высокая стойкость к
воздействию электролита (образует вязкий расплав) Низкая пористость Крупные
плиты - быстрая установка при малом количестве стыков Хорошо отработанная
технология Низкие цены
|
Всокая стойкость к фторидам
парам натрия Высокая стокйость к воздействию расплава алюминия Возможность
повторного использования
|
Отсутствие стыков Малое
время установки и низкие затраты
|
Отсутствие стыков Малое
время установки и низкие затраты Низкая растворимость CaF
означает малоый вред окружающей среде
|
Низкая пористость Высокая
точность изготовления - узкие стыки
|
|
Недостатки
|
Чувствительность к точной
установке Высокая теплопроводность в сравнении с изоляцией Может сжиматься
|
Высокие трудозатраты
|
Высокие трудозатраты Низкая
стойкость к воздействию электролита
|
Чувствительность к точной
установке Высокая проницаемость
|
Низкая стойкость к
воздействию электролита Чувствительность к точной установке
|
Низкая стойкость к
воздействию электролита Высокое тепловое расширение
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Согласно данным, представленным в [14] следует проводить различия между
“сухими” (с аморфными катодными блоками) и “мокрыми” (полуграфитизированными
блоками) электролизерами. Футеровка “мокрых” электролизеров подвергается
большим воздействиям за счет реакций с электролитом. Поэтому такие
электролизеры должны иметь огнеупоры с меньшим содержанием глинозема (Al2O3/SiO2=0.33), что
поможет предотвратить проникновение электролита в процессе работы из-за
образования вязкого слоя при взаимодействии с силикатной составляющей
огнеупоров. На рис. 1.2 представлена зависимость устойчивости к криолиту в
зависимости от пористости огнеупора [15]
Рис. 1.2. Зависимость стойкости к криолиту от кажущейся пористости
огнеупорного изделия, %
Согласно [16] к прямому проникновению электролита в подину приводят поры
диаметром более 50 мкм, проницаемость и скорость пропитки электролитом
определяется порами размером 12-40 мкм, т.е .90 % величины проницаемости
формируется порами диаметром более 12 мкм. Соответственно количество данных пор
должно быть минимальным.
Согласно испытаниям, проведенным Санкт-Петербургским институтом
огнеупоров в 1996 году, среди отечественных производителей более стойким по
отношению к криолитглиноземному расплаву являются изделия производства
Богдановичского и Боровичского огнеупорных предприятий, а также продукция
огнеупорного производства ОАО “ММК”.
Основываясь на вышеприведенной информации останавливаем выбор на шамотных
огнеупорах ГОСТ 390-96, размеры по ГОСТ 8691-73 изм. 1-4 и ГОСТ 6024-75 изм.
1-3. ША 1-5
ГОСТ на анодные блоки: ТУ 1913-001-00200992-95
Тип Б, размеры длина 1450 мм, ширина 700, высота 600.
.3.3 Ошиновка
электролизера
Токонесущим элементом электролизеров является ошиновка.
Ошиновка электролизера предназначена для подвода (анодная) и отвода
(катодная) тока. В анодную часть ошиновки входят гибкие пакеты, анодные стояки
и уравнительные анодные шины, от которых ток при помощи специальных контактов
передается к штырям. Катодная часть ошиновки состоит из гибких лент - катодных
спусков, отводящих ток от катодных стержней подины и катодных шин. Все контакты
между элементами ошиновки, как правило, выполнены сварными.
К ошиновке предъявляются требования:
подвод тока к электролизеру обязательно должен быть двусторонним, а
анодная ошиновка асимметрична относительно продольной и поперечной осей
электролизера с целью компенсации отрицательного влияния магнитных полей;
плотность тока в ошиновке должна быть оптимальной; затраты на ошиновку
должны быть минимальными при допустимых потерях электроэнергии в ней;
необходимо иметь возможность быстрого отключения и подключения в
электрическую цепь одного электролизера без нарушений работы остальных;
ошиновка должна обеспечивать стабильную форму поверхности расплавленного
металла на подине, близкую к горизонтальной.
. Расчетная
часть
.1
Материальный баланс
Приход материалов в электролизер рассчитывают по расходу сырья на 1 кг
алюминия и производительности электролизера в час. В табл.2.1 представлены
данные по расходу сырья, взятые из ТИ 449.01.02-2008.
Производительность электролизера, т.е. количество алюминия, выделяющегося
в единицу времени, рассчитывают по выражению:
=200 000 А•0,36
•0,94•1ч•10-3=63,0552 кг/ч (2.1)
I-сила
тока, А
q-
электрохимический эквивалент, г/А•ч
η- выход по току, доли единиц
Табл.
2.1.Приходные статьи баланса
|
Глинозем
|
1,933 кг/кг
|
|
аноды
|
0,561 кг/кг
|
|
криолит
|
0,01 кг/кг
|
|
AlF3
|
0,045 кг/кг
|
Приход материалов в электролизер:
PAl2O3 = 63,0552•1,933=121,854 кг/ч
PАНОД
= 63,0552•0,561=35,374 кг/ч
Ркриолит = 63,0552•0,01=0,631 кг/ч
PAlF3
= 63,0552•0,045=2,837 кг/ч
Расходные
статьи баланса.
В процессе работы в электролизере нарабатывается алюминий, выделяются
анодные газы, сгорает анод и расходуются фториды. Количество этих материалов
рассчитывают следующим образом.
Выход материалов включает:
Количество полученного алюминия определяется производительностью
электролизера ( 63,0552 кг/ч ).
Анодные газы.
Количество анодных газов рассчитывают исходя из их состава и суммарной
реакции:
А12О3 + хС = 2А1 + (3-х)СО2 + (2х-3)СО,
где х- объемное содержание СО2 в анодных газах, %.
Количество СО и СО2 ( кмоль/ч ) находится из уравнений
MCO= NCO* PAl / [18(2- NCO)] = 0,12*63,0552 / [18(2-0,12)] =
0,224; (2.2)= NCO2* PAl / [18(1+ NCO2)] = 0,88*63,0552 / [18(1+0,88)] = 1,640,
(2.3)
где NCO и NCO2 - мольные доли СО и СО2 в анодных газах
соответственно.
Рекомендуется воспользоваться соотношением Пирсона и Уэдингтона, которое
показывает зависимость выхода по току η от состава анодных газов:
NCO2=2(η-0.5) =2(0,94-0,5)=0,88;
NCO=0,12.
Рассчитываем массовые количества газов ( кг/ч ):
PCO=MCO•28=0,224•28=6,272 кг/ч (2.4)
PCO2=MCO2•44=1,640•44=72,16 кг/ч (2.5)
Количество потерянного с газами углерода определяется как:
PC=(MCO+MCO2)•12=(0,224+1,640)•12=22,368 кг/ч (2.6)
Потери определяются как разность между приходом анодов и ушедшим с газами
углеродом:
ΔPC=35,374-22,368=13,01 кг/ч
Потери глинозема в виде пыли и механические потери принимаются как
разность между приходом глинозема в электролизер и теоретическим расходом
глинозема, определяемого по уравнению:
Al2O3=2Al+1.5O2O3=102*PAl /54=119,104 кг/ч, (2.7)
где 54 и 102 - молекулярная масса алюминия и глинозема.
Потери глинозема:
ΔP Al2O3=121,854-119,104=2,75
кг/ч (2.8)
Потери фтористых солей принимаем равными их приходу:
Ркриолит=0,631 кг/ч
PAlF3=2,837
кг/ч
Таблица 2.2 Материальный баланс электролизера на 200 кА
|
Приход
|
Кг/ч
|
%
|
Расход
|
Кг/ч
|
%
|
|
Глинозем
|
121,854
|
75,8
|
Алюминий
|
63,0552
|
39,2
|
|
Фтористые соли
|
3,468
|
2,2
|
Потери глинозема
|
2,75
|
1,7
|
|
Обожженные аноды
|
35,374
|
22
|
Огарки от анодов и потери
от окисления анодов
|
13,01
|
8,1
|
|
Газы CO
|
6,272
|
3,9
|
|
CO2
|
72,16
|
44,9
|
|
Потери фтористых солей
|
3,468
|
2,2
|
|
ИТОГО
|
160,7
|
100
|
|
160,7
|
100
|
|
|
|
|
|
|
|
.2
Конструктивный расчет электролизера
Конструктивный расчет электролизера начинается с расчета площади анода SА(см²):
SА=I/ia=200000 / 0,83 = 240963,9 см2, (2.9)
где I - сила тока , А; ia - анодная плотность тока, А/см².
Для мощных электролизеров с обожженными анодами анодный массив собирают
из предварительно обожженных блоков шириной Вба, длиной Lба и высотой Нба. Определяем
необходимое число анодных блоков Nба:
Nба = SА / Sба = SА / (
Вба * Lба ) = 240963,9/(70+145) = 24 анода
(2.10)
Число анодных блоков должно быть четным, так как их располагают в два
ряда вдоль ванны. Расстояние между блоками по продольной стороне составляет а,
а между рядами блоков b.
Поэтому длину Lам, ширину Вам и площадь Sам анодного массива находят по
формулам:
Lам = Nба * Вба / 2 + [(Nба / 2)-1]*a = 24*70/2+[24/2)-1]*5 = 895 см; (2.11)
Вам = 2 * Lба + b= 2*145+25 = 315 см; (2.12)
Sам = Lам * Вам = 895*315 = 281925 см². (2.13)
Анодная плотность тока в анодном массиве iам ( А/см² ) будет равна
Iам = I / Sам = 200000/281925 = 0,71 А/см². (2.14)
Расстояние между анодными блоками a=50 мм, а между рядами блоков 250 мм для размещения систем
АПГ.
Внутренние размеры шахты рассчитывают исходя из размеров анода ( анодного
массива) и расстояния до стенок боковой футеровки. Установлено, что расстояние
от продольной стороны анода до боковой футеровки с=550-600 мм, а от торца анода
до боковой футеровки d=500-600
мм. Тогда длина Lш и ширина Вш
шахты электролизера составят:
Lш = Lам + 2*d = 895+2*55 = 1005 см; (2.15)
Вш = Вам + 2*с = 315+2*57,5 = 430 см. (2.16)
Глубина шахты Нш определяется суммой столба жидкого алюминия hM (25-30 см), электролита hЭ (20-22 см) и толщины корки hК (2-5 см):
НШ=hM+hЭ+hК=25+22+3=50 см
(2.17)
В отечественной промышленности применяются сборно-блочные подины, каждый
ряд состоит из двух блоков: короткого и длинного. Катодные блоки выпускаются
высотой hб = 400 мм и шириной bб = 550 мм. Число катодных блоков Nб и число рядов секций в подине Nc определяют исходя из длины шахты:
Nб = 2
* Lш / ( bб + f ) =
2 * 10050/(400+40) = 46; (2.18)
Nс = Nб / 2 = 46/2 = 23. (2.19)
f -
ширина шва между блоками.
2.3 Ширина периферийного шва bпт в торцах подины
bпт =
{ Lш - [bб * Nс + (Nс - 1) * f]} / 2 = {1005 - [40*23 + (23 - 1)*4]}/2 = 10 см (2.20)
и по продольным сторонам bпп:
bпп =
[ Bш - ( Lбк + Lбд + f)] / 2 = [430 - ( 140+180+4)]/2 = 53
см, (2.21)
где Lбк и Lбд - длина короткого и длинного подового блока, см.
Боковая футеровка выполняется из карбид кремниевых плит толщиной bуд = 700 мм, без теплоизоляции (
разутепленный борт ), так как в случае применения АПГ. При этом длина катодного
кожуха Lкож и ширина Вкож составит:
Lкож =
Lш + 2* bуд = 1005+2*70 = 1145 см; (2.22)
Вкож = Вш + 2* bуд =
430+2*70 = 570 см. (2.23)
Подина шахты набирается из 46 катодных блоков высотой 400 мм, под блоками
сухая барьерная смесь ClayBurn E-50 высотой 50
мм, далее два слоя шамота 65 мм, ниже теплоизоляционная футеровка из
вермикулитовых плит 3•65 мм и слой шамотной засыпки 25 мм. Толщину фланцевого
листа примем 15 мм. Тогда высота катодного кожуха составит:
HКОЖ=HШ+400+46+65•2+65•3+25+15=1311 мм
(2.24)
Табл.2.1 Сводная таблица геометрических размеров электролизера
|
Параметр
|
обозначение
|
размерность
|
величина
|
|
Сила тока
|
I
|
кА
|
200
|
|
Анодная плотность тока
|
IА
|
А/см2
|
0,83
|
|
Площадь анода
|
SА
|
см2
|
240963,9
|
|
Анодный блок
|
|
мм
|
600•700•1450
|
|
Количество анодов
|
Nба
|
шт.
|
24
|
|
Длина анодного массива
|
Lам
|
см
|
895
|
|
Ширина анодного массива
|
Вам
|
см
|
315
|
|
Расстояние между анодными
блоками по продольной стороне
|
|
мм
|
50
|
|
Между рядами блоков
|
|
мм
|
250
|
|
Ширина шахты
|
Bш
|
см
|
430
|
|
Длина шахты
|
LШ
|
см
|
1005
|
|
Расстояние борт-анод
|
а
|
см
|
55
|
|
Расстояние торцевая сторона
- анод
|
b
|
см
|
57,5
|
|
Уровень металла
|
hМ
|
см
|
25
|
|
Уровень электролита
|
hЭ
|
см
|
22
|
|
Толщина корки с глиноземом
|
hК
|
см
|
5
|
|
Глубина шахты
|
HШ
|
см
|
50
|
|
Ширина шва между блоками
|
lшов
|
мм
|
40
|
|
Катодный блок
|
|
мм
|
400•550•1600
|
|
Число катодных блоков
|
nКБ
|
шт.
|
46
|
|
Расстояние катодный блок -
бортовой блок
|
bпт
|
см
|
10
|
|
Длина катодного кожуха
|
LКОЖ
|
см
|
1145
|
|
Ширина катодного кожуха
|
BКОЖ
|
см
|
570
|
|
СБС
|
|
мм
|
50
|
|
Огнеупор (2 слоя шамот)
|
|
мм
|
130
|
|
Теплоизоляция (3 слоя
вермикулит)
|
|
мм
|
195
|
|
Выравнивающая засыпка
(шамотная крошка)
|
|
мм
|
25
|
|
Фланцевый лист
|
|
мм
|
15
|
|
|
|
|
|
|
2.4 Расчет
ошиновки
Проектирование ошиновки состоит в выборе ее конфигурации и расчете
сечения шинопроводов.
Сечение ошиновки Sо (
мм²
) зависти от силы тока I ( А ) и экономически выгодной
плотности тока iэ ( А/мм²
):
Sо = I / iэ.
Проведенные расчеты показали, что в зависимости от указанных факторов
экономически выгодная плотность тока iэ ( А/мм2 ) находится в пределах:
для алюминиевых шин 0,2¸0,35;
для алюминиевых спусков 0,50¸0,60;
для медных спусков 1,00¸1,20;
для стальной части штырей и блюмсов 0,15¸0,20.
Если принять iэ = 0,25 А/мм2 ,
а силу тока I = 200 кА, то сечение ошиновки будет
составлять Sо = 200000 / 0,25 = 800000 мм².
Чтобы вычислит
количество шин, необходимо выбрать их размеры, мм:
сечение алюминиевых шин 430•60;
сечение катодных шин для спусков 200•1,5;
сечение медных лент для спусков 100•1;
сечение катодных стальных стержней 230•115.
Принимаем наиболее распространенные размеры шины 430•60 мм, общее
количество шин составит:
/ (430*60) = 31,01 шт.,
или округленно 30 шины. Фактически на большинстве электролизеров
установлено 14 шин указанного сечения. Значит, реальная плотность тока в шинах
равна:
iф =
200000 / 14*(430*60) = 0,55 А/мм2,
т.е. в 2,2 раза больше экономически выгодной плотности тока,
следовательно, и потери энергии в шинах будут в 2,2²
= 4,84 раза больше. Это
происходит, потому что при проектировании электролизеров стоимости электроэнергии
и шин были существенно ниже.
Число ниппелей на электролизере (по 3 ниппеля на электролизер -
обосновываем меньшими трудозатратами при подготовке анода, чем при
четырехнипельном аноде, и лучшем токораспредлении, чем при двухнипельном аноде)
nН=3•30=90
шт. (2.25)
Суммарное сечение ниппелей на электролизере будет равно:
SH=
= 3,14*20²/4 *90 = 28260 см2 (2.26)
dH-диаметр
ниппеля, 20 см.
Плотность тока в ниппелях:
iH=
= 200000/28260 = 7,08 А/см2. (2.27)
Суммарное сечение алюминиевых штанг:
SШ=16•14•n=16•14•30 = 6720 см2, (2.28)
где 16•14- сечение штанги, см2.
Плотность тока в штангах:
iШ=
= 200000/6720 = 29,76 А/см2. (2.29)
Катодные спуски. Сечение пакета из алюминиевых лент (спусков)
SП=
= 200000/0,25*46 = 17391 мм2. (2.30)
Стандартное сечение пакета 200•1,5 мм2, тогда число лент в пакете:
nЛ=
= 17391/300 = 57,97, принимаем 58 лент. (2.31)
Суммарное
сечение катодных стержней:
SСТ=11,5•23•nБЛ=11,5•23•50=13225 см2, (2.32)
где nБЛ- количество стержней в
электролизере.
Плотность тока в катодных стержнях:
iСТ=
= 200000/13225 = 15,13 А/см2 (2.33)
.5
Электрический баланс электролизера.
Расчет электрического баланса состоит в определении падений напряжения в
конструктивных элементах электролизера, в электролите и напряжения поляризации.
Основными составляющими электрического баланса электролизера являются:
напряжение поляризации Е, падение напряжения в аноде ΔUа, электролите ΔUэл, катоде ΔUк, ошиновке ванны ΔUош, общесерийной ошиновке ΔUс и повышение напряжения за счет
анодных эффектов ΔUа.э..
Три вида напряжений, из встречающихся в практике электролиза: греющее
Uгр., рабочее Uр. и среднее Uср.
Uгр. =
Е + ΔUэл + ΔUа + ΔUк + ΔUа.э. (2.34)
Uр. =
Е + ΔUэл + ΔUа + ΔUк + ΔUош (2.35)
Uср. =
Е + ΔUэл + ΔUа + ΔUк + ΔUа.э.+ ΔUош + ΔUс (2.36)
Величину греющего напряжения Uгр. используют при расчете теплового баланса, и измерить ее
непосредственно невозможно. Рабочее напряжение Uр. Измеряется вольтметром и характеризует технологический
режим электролизера при отсутствии на нем выливки металла, перетяжки анодной
рамы, обработки и анодного эффекта. Среднее напряжение Uср. определяет средний расход электроэнергии на производство
алюминия, и его величина рассчитывается по показаниям счетчиков вольт-часов.
Напряжение поляризации ( или ЭДС поляризации ) Е представляет величину,
необходимую для разложения глинозема с учетом анодного и катодного
перенапряжения за минусом деполяризации, вызванной растворенным в электролите
алюминием.
.5.1
Напряжение поляризации
Для расчета ЭДС поляризации Е (В) при температуре электролиза для
электролизеров ОА предложено эмпирическое уравнение
Е = 1,13 + 0,37•iа =
1,13 + 0,37•0,83 »
1,437 В (2.37)
.5.2 Падение
напряжения в аноде
Падение напряжения в обожженном аноде складывается из падения напряжения
в угольной части ΔUУГ, в контактах ниппель-анод ΔUНА, кронштейн-ниппель ΔUКН, штанга-кронштейн ΔUШК, и в штанге, кронштейне и ниппеле.
Падение напряжения в угольной части анода:
ΔUУГ=
(2.38)
где
ρ-
удельное электрическое сопротивление
анодных блоков, Ом•см
S- среднее
сечение одного блока, см2;
l-длина пути
тока, см;
nH- число
ниппелей в одном блоке, шт;
nБ-число блоков
в анодном массиве, шт;
Длина
пути тока рассчитывается по уравнению:
l=
(2.39)
здесь
hCP=
=
см (2.40)
сумма
глубины гнезда и средней высоты рабочей части блока, см.
hГ-глубина
гнезда , см (10 см)
DГ-диаметр
гнезда, см (20 см)
b- ширина блока,
см (70 см)
l=
=
=34,43 см (2.41)
Среднее
сечение блока S находится как среднеарифметическое между контактной
поверхностью чугунной заливки с блоком S1 и сечение
блока S2, т.е.
S=
(2.42)=1.5•
=1,5
см2
(2.43)=114,5•70= 10115 см2 (2.44)==
879,985+10115/2 = 5497,49 см2 (2.45)
ΔUУГ=
200000*34,43*0,0047/5497,49*3*24 = 0,0818 В (2.46)
Падение
напряжения в контактах ниппель-кронштейн и штанга-кронштейн принимается из
опыта эксплуатации электролизеров ОАО КрАЗ
ΔUКН+ΔUШK=0,11 В (2.47)
Падение напряжения в ниппеле рассчитывается по закону Ома:
ΔUН=
(2.48)
где
ρН-удельное электросопротивление ниппеля, Ом•см
ρН=13,0(1+0,004+900)•10-6=5,98•10-5 Ом•см (2.49)
l-длина ниппеля,
см (36,5 см)
S- площадь
поперечного сечения ниппеля, см2
SH=
см2 (2.50)
ΔUН=
200000*5,98•10-5 *36,5/153*3*24 = 0,0396 В (2.51)
Падение
напряжения в кронштейне можно определить применив уравнение для тающего пакета
шин:
UКР=
(2.52)
где
L-длина кронштейна, 98 см
SМАХ площадь
максимального сечения кронштейна
SМАХ=(14,0•2,5)+(11,5•8,5)=132,75
см2 (2.53)
ρ=13,0(1+0,004•300)•10-6=2,86•10-6 ом•см (2.54)
UКР=200000*2,86•10-6*98/4*132,75*24=0,00439В
(2.55)
Падение
напряжения в алюминиевой штанге
UШТ=
(2.56)
LCP-средняя
длина штанги, см 255,5 см
S- сечение
штанги, см2
S=15,6•14,0=218,4
cм2 (2.57)
ρH=2,80•(1+0,0038•70)•10-6=3,54•10-6
Ом•см (2.58)
UШТ== 200000*3,54*10-6*255,5/218,4*30 = 0,028 В (2.59)
Таким
образом падение напряжения в предварительно обожженном аноде составляет:
UA=UУГ+UН.А.+
UК.Н. +UШ.К. +UН.+ UК.Р.+ UШТ.= (2.60)
=0,0818+0,130+0,11+0,0396+0,00439+0,028=0,264
В
.5.3 Падение
напряжения в электролите
Падение напряжения в электролите рассчитывают по уравнению, предложенному
Г.В. Форсбломом и В.П. Машовцом:
ΔUэл = I•l• ρ/[Sа + P•(2,5 + l)], (2.61)
где ρ - удельное электросопротивление электролита, Ом•см;-
межполюсное расстояние (примем равным 5,5 см);а - площадь сечения анода, см2;
(240963,9 см2)
Р- периметр анода, см. (2•(895+315)=2420 см)
Удельную электропроводность (См/см) электролита можно определить исходя
из следующего эмпирического уравнения [8]
χ =[0,08325•Т - 12,47] •(x/y), (2.62)
где x =
1,43[Na3AlF6] + 1,854[Li3AlF6] + 3,856[LiF] + 0,576[CaF2] + 0,595[AlF3] -
0,49[Al2O3]; (2.63)= 47,61[Na3AlF6] + 50,56[Li3AlF6] + 55,9[LiF] + 33,94[CaF2]
+ 59,54[AlF3] + + 58,85[Al2O3] + 35,31[MgF2]; (2.64)
Т - температура, К (t’эл-та= 958˚С); члены в квадратных скобках -
концентрации добавок (% по массе).
x =
1,43•79 + 0,576•7 + 0,595•11 - 0,49•3 =122.077;
y =
47,61•79 + 33,94•7 + 59,54•11 + 58,85•3 =4830.26;
χ =[0,08325•1231 - 12,47] •(122.077/4830.26) =
2,27 См/см.
Тогда удельное электросопротивление ρ = 1/ χ = 1/
2,27 » 0,441 Ом•см.
ΔUэл = 200000•5,5•0,441/[240963,9 +2420•(2,5 + 5,5)] » 1,86 В (2.65)
.5.4 Падение
напряжения в катодном устройстве
При расчете падения напряжения в катодном устройстве необходимо вычислить
падение напряжения в угольном блоке и заделанной части катодного стержня
(блюмсе).
При практических расчетах падения напряжения в катоде ΔUк (мВ) используем уравнение М.А.
Коробова:
ΔUк = [Lпр• ρ•103 + (3,83•10-2•А2 + 2,87•а•
)•В/S]• ia, (2.66)
где
Lпр - приведенная длина пути тока по блоку, см;
LПР=2,5+0,92Н-1,1h+132/b=2.5+0.92•60-1.1•11.5+132/23=50,79
см (2.67)
h-высота блюмса,
см
b-ширина блюмса,
см.
ρ - удельное электросопротивление блока (ρ = 3,72•10-3 Ом•см);
А
- половина ширины шахты ванны, см; (207,5 см)
В
- ширина блока с учетом шва (В = 58 см);- площадь поперечного сечения катодного
стержня (26 • 13 см2);
а
- ширина настыли (а = 48 см).
ΔUк=[50,79•0,00372+(3,83•10-2•(207,5)2+2,87•48•
)•58/(13•26)]•
•0,83
=[0.190+(1649,05+500,65)•0,172]* 0.8=295,95 мВ = 0,2962 В. (2.66)
алюминиевый электролизер
обожженный анод
2.5.5 Падение
напряжения в ошиновке
Падение напряжения в ошиновке складывается из следующих величин:
катодные шины на участке блюмсов;
анодные шины на участке подключения штырей;
от ошиновки крайнего катодного блюмса предыдущей ванны до ближайшего
стояка последующей ванны;
падение напряжения в обводной шине;
анодные шины от стояка до крайнего штыря;
падение напряжения в стояках;
катодные шины;
падение напряжения в контактах ошиновки.
ΔUош. экв.=I•ρ•L / 2*Smax =
200000•3,332•10-6•80,0/2*218) = 0,122 В (2.68)
Где ρ - удельное сопротивление ошиновки при 50ºС, ρ = 2,80(1
+ 0,0038t)•10-6, Ом•см;
ее длина 80 см и площади поперечного сечения 85,94 см2.
Принимается следующее падение напряжения в контактах, В:
Катодный стержень - спуск 0,006
Катодный спуск - катодная шина 0,005
Катодная шина - анодный стояк 0,003
Анодный стояк - гибкий пакет 0,002
Гибкий пакет - анодная шина 0,003
Анодная шина - анодный штырь 0,002
ΔUош. = ΔUош. экв.+ Uкон.= 0,122 + 0,006 +
0,005 + 0,003 + 0,002 + 0,003 + 0,002 = 0,143 В. (2.69)
.5.6 Падение
напряжения за счет анодных эффектов
Увеличение падения напряжения вследствие анодных эффектов может быть
вычислено из выражения:
ΔUа.э.= к•(Uа.э.
- Uр)τа.э. /1440, (2.70)
где к - количество анодных эффектов на один электролизер в сутки (к = 0.2
шт.); Uа. э. - напряжение анодного эффекта (Uа.э.= 30 В); τа.э. - продолжительность анодного
эффекта (τа.э.=1,5 мин.); 1440 - количество минут в сутках.
ΔUа.э.= 0,2•(30 - 4,00)•1,5/1440 = 5 мВ = 0,005 В. (2.71)
.5.7 Падение
напряжения в общесерийной ошиновке
Данная величина рассчитывается исходя из длинны шинопроводов, проходящих
по торцам корпуса, средним проездом внутри корпуса и между корпусами. По
практическим данным, эта величина составляет 0,04 В на каждую ванну.
Uгр. =
Е + ΔUэл + ΔUа + ΔUк + ΔUа.э.=1,437+1,86+0,264+0,2962+0,005=3,86
В
Uср. =
Е + ΔUэл + ΔUа + ΔUк + ΔUа.э.+ ΔUош +ΔUс=
=1,437+1,86+0,264+0,2962+0,005+0,143+0,040=4,05 В
Uр. =
Е + ΔUэл + ΔUа + ΔUк + ΔUОш=1,437+1,86+0,264+0,2962+0,143=4,00
В
Таблица 2.3. Электрический баланс электролизера
|
Участок цепи
|
Напряжение, В
|
|
Напряжение поляризации Анод
Катод Электролит Ошиновка Повышение напряжения за счет анодных эффектов
Общесерийная ошиновка
|
1,437 0,264 0,2962 1,86
0,143 0,005 0,040
|
|
Греющее напряжение Рабочее
напряжение Среднее напряжение
|
3,86 4,00 4,05
|
2.6
Энергетический баланс электролизера
Основной частью полного расчета электролизера являются тепловые расчеты и
балансы. Нормальную работу алюминиевого электролизера можно обеспечить только
при условии теплового равновесия, когда расход тепла в единицу времени
равняется его приходу. Баланс характеризует материальный и энергетический обмен
между электролизером и средой.
Энергетический расчет заключается в определении составляющих прихода и
расхода энергии в процессе электролиза и в составлении теплового баланса
электролизера на основании этих составляющих.
Электролизер представляется как система, которая снабжается энергией за
счет прохождения электрического тока и сгорания анода. Система расходует
энергию на разложение глинозема , теряет с удаляемыми продуктами и через
теплоотдающие поверхности.
Уравнение энергетического баланса при 25ºС (298 К) имеет вид:
эл + Qан +QРЕАК= Qразл + QРЕАК2 +Qмет + Qгаз + Qп+QМАТ, (2.72)
Гдеэл - приход энергии от прохождения электрического тока, кДж/ч;ан -
приход энергии от сгорания угольного анода, кДж/ч;
QРЕАК-
приход энергии в результате изменения энтальпии реакции
2Al+3CO2=Al2O3+3CO, кДж/ч
Qразл - энергия необходимая на разложение глинозема, кДж/ч;
QРЕАК2-поглощение
энергии в результате изменения энтальпии реакции
nCO+nCO2=2nCO, кДж/чмет - энергия уносимая вылитым металлом,
кДж/ч;газ - энергия уносимая газами, кДж/ч;п - потери энергии в окружающее
пространство конструктивными элементами электролизера, кДж/ч.
QМАТ-
энергия на подогрев вносимых продуктов, кДж/ч
.6.1 Приход
энергии
От прохождения электрического тока
эл = τ•Uгр•I, (2.73)
где τ-время прохождения тока; Uгр - греющее напряжение
электролизера, В; I - сила тока, кА.эл = 3600•3,89•300 = 4201200 кДж/ч
в результате изменения энтальпии реакции
2Al+3CO2=Al2O3+3CO+13904,6 кДж/ч
Qреак=0,335(1-
)IΔHРЕАК=0,335(1-0,94)•300000•13904,6=83846 кДж/ч
От
сгорания анода
Принимаем
температуру газов на выходе из под корки электролита 5500 С, а их количество -
из материального баланса проектируемого электролизера.
По
литературным данным [Справочник термодинамических величин, ]:
ΔHCO960=1038.4 кДж
ΔHCO550=628,1 кДж
ΔHCO2960=1021.63 кДж
ΔHCO2550=602,93 кДж
QA1=PCO(ΔHCO960+
ΔHCO550)= 9,41(1038.4-628.1)=3860.92 кДж/ч
QA2=PCO2(ΔHCO2960+ ΔHCO2550)=108,416(1021,63-602,93)=45393,78 кДж/ч
QA= QA1 +
QA2=3860.92+45393.78=49254
Суммарное
количество выделившейся энергии составит:эл +Qреак+ Qан
=4201200 +83846+49254=4334300кДж/ч
.6.2 Расход
тепла
На разложение глинозема
разл = QP+QP2, (2.74)
QР=3,6Ie0=3.6*300000*1.1=1188000 кДж/ч -
свободная энергия реакции
QP2=0.336 I
(ΔH960-TΔS960)=0.336*255*(20279.73-12839.43)=749982.24кДж/ч
- связанная энергия реакции.
разл = QP+QP2=1188000+749982.24=1937982.24 кДж/ч , (2.74)
где PAl - производительность электролизера по алюминию, кг/ч; ΔHAl2O3т - энтальпия реакции разложения
Al2O3, кДж/кг.разл = 94.752•30928 = 2870796.1кДж/ч
Поглощение энергии в результате изменения энтальпии реакции
nC+nCO2=2nCO
Расход энергии на дожигание углерода определяем по уравнению:
QРЕАК=0,075•n•I•ΔH960
кДж/ч
Количество углерода, расходуемое по реакции, и оксида углерода 2n, образующееся по реакции определяем
по выражению:
n=(3ηT+1.5x1-3)/(2-x2)
ηT-выход по току (0,94)
х1,2-состав анодных газов из материального баланса (х1=0,88 х2=0,12)
n=(3ηT+1.5x1-3)/(2-x2)=(3•0,94+1,5•0,88-3)/(2-0,12)=0,606
согласно литературным данным [Справочник термодинамических величин,]ΔH960=14079,6 кДж/кг
QРЕАК=0,075•0,606•300•14079,6=191975
кДж/ч
Потери энергии с выливаемым алюминием
мет = PAl•ΔHAl(Т1 ¸ Т2),
где ΔHAl(Т1 ¸Т2) - изменения энтальпии алюминия в интервале температур (Т1 ¸ Т2), кДж/кг; Т1 и Т2 - температура
950ºС и 25ºС. [1]мет = 94.752•1393,3 = 132017,96
кДж/ч
Унос энергии с газами
газ = PCO2•ΔHCO2(Т1 ¸ Т2) + PCO•ΔHCO(Т1 ¸ Т2),
где ΔHCO2(Т1 ¸ Т2) и ΔHCO(Т1 ¸Т2) - изменение энтальпии газов СО2 и СО в интервале температур (Т1 ¸ Т2), кДж/кг, Т1 и Т2 - температура
600ºС и 25ºС. [1]газ = 108,416•602,5 +
9,41•627,6 = 71226,36 кДж/ч
Расход материалов на расплавление материалов, вводимых в электролизер.
Из материального баланса известен часовой расход вводимых материалов, а
именно:
Глинозем 180,976 кг/ч
Обожженные аноды 51,17 кг/ч
Фтористые соли 1,752 кг/ч
Изменение их теплосодержания в пределе температур 25-9600 из литературных
данных:
Глинозем ΔH=1042,6 кДж/кг
Фтористые соли (включая расплавление) ΔH=1783,7 кДж/кг
Аноды ΔH=1385,9 кДж/кг
Расход тепла на нагревание
Глинозема: Q=180.976•1042.6=188685.58
кДж/ч
Фтористые соли: Q=1,752•1783,7=3125,04
кДж/ч
Аноды: Q=51,17•1385,9=70916,50 кДж/ч
Итого общий расход тепла на нагрев материала
Q=188685+3125+70916=262726
кДж/ч
Потеря энергии с конструктивных элементов
Процесс передачи тепла от конструктивных элементов в пространство
довольно сложен, из-за конфигурации теплоотдающих поверхностей, различных
условий движения газов, омывающих поверхности и параметров лучистого обмена.
В балансах, снятых с действующих электролизеров, все расчеты ведутся на
основании измеренных температур поверхностей ванны и среды в корпусе.
Различают три элементарных вида переноса теплоты: теплопроводность,
конвекцию и тепловое излучение. В действительности элементарные виды
теплообмена не обособлены и в чистом виде встречаются редко.
Потери тепла за счет теплопроводности для плоской однослойной стенки
определяется на основании закона Фурье и рассчитывается по уравнению:
теп = λ•(t1 - t2)/δ,
где λ - коэффициент теплопроводности, кДж/(м•ч•град); δ
- толщина стенки, м; (t1
- t2) - разница температур внутренней и наружной стенок, ºС.
Потери тепла конвекцией с наружных стенок электролизера определяют по
формуле Ньютона - Рихмана:
к = αк•(tс - tв)•F,
где αк - коэффициент теплоотдачи конвекцией от стенок к воздуху и
наоборот, кДж/(м2•ч•град); tс, tв - температура стенки и воздуха
соответственно, ºС; F - площадь поперечного сечения стенки, м2.
В свою очередь коэффициент теплоотдачи можно найти по следующей формуле:
αк = А•Δt1/3,
где Δt - разность температур стенки и среды, °С; А - коэффициент,
зависящий от свойств среды и определяющей температуры, под которой понимают:
= 0,5•(tс + tв)
Зависимость коэффициента А от определяющей температуры для вертикальной
стенки в воздухе приведена в таблице 4.
Таблица 4. Зависимость коэффициента А от определяющей температуры
|
tm, °С
|
0
|
50
|
100
|
200
|
300
|
500
|
1000
|
|
А
|
6,07
|
5,31
|
4,77
|
4,06
|
3,56
|
2,93
|
2,01
|
Тепловое излучение свойственно всем телам, и каждое из них излучает
энергию в пространство. Потери тепла лучеиспусканием в общем виде представлены
уравнением:
л = ε•С0• F•[(Тс/100)4 - (Тв/100)4]•φ,
где ε - степень черноты тела, доли единицы; С0 - коэффициент
лучеиспускания абсолютно черного тела (С0 = 20,75 кДж/(м2•ч•К4)); φ
- угловой коэффициент
взаимного облучения данной поверхности соседними поверхностями, доли единицы; F
- площадь поверхности, м2; Тс и Тв - температура стенки и среды соответственно
(К).
Для расчета тепловых потерь с конструктивных элементов электролизера
пользуются данными замеров температуры стенок и воздуха, произведенных на
действующих электролизерах.
При установившемся тепловом потоке
теп = Qк + Qл= αк•(tс - tв)•F,
1. Верх анода. S=375 000-(38*3)*153=357558 см2 (35,75 м2)
375 - площадь анода
- количество анодных блоков, 3 - количество ниппелей в аноде, 153 см2 -
площадь ниппеля.
2. Глиноземная засыпка
Fглин.засып.=Акож*Вкож-
(Аан+lкол)*(Ван+ lкол) = 1504*429 - (1420+30)*(315 +30)=14,5 м2
3. Открытая поверхность электролита: 3*(3.15*52)+300000=300236 (0.3 м2)
5 см - диаметр отверстия под пробойником АПГ
- количество пробойников
см2 - средняя открытая площадь электролита, связанная с технологической
обработкой электролизера.
4. Обортовочный лист :
Fоборт.
лист=Нлиста*Вкож+Нлиста*Акаж= 0,5*4,29+0,5*15,04 = 9,67 м2
.Площадь блюмсов
Fблюмсов
= (2*Нбл*Абл+2*Нбл*Вбл)*Nшт=(2*30*23+2*30*11,5)*50=10,35
м2
. Площадь катодного кожуха FКОЖ=Lкож*Bкож =15,04*4,29 =64.52 м2
Расчет теплопотерь с поверхности электролизера с предварительно
обожженным анодом на силу тока 273 кА.
|
Теплоотдающая поверхность
|
А
|
αK,
кДж/м2*ч
|
ТС,0С
|
ТВ,0С
|
ε
|
С0 кДж/м2
|
F, м2
|
φ
|
QT, кДж/ч
|
|
Анод
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Верх
|
4,31
|
37,92
|
320
|
10
|
0,47
|
20.75
|
24.0
|
1.0
|
556489
|
|
Боковая поверхность внешняя
|
4,38
|
28,99
|
300
|
10
|
0,47
|
20.75
|
3.8
|
0.6
|
54486
|
|
Боковая поверхность
внутренняя
|
4,27
|
29,21
|
330
|
10
|
0,70
|
20.75
|
13.5
|
0.0
|
126187
|
|
Глиноземная засыпка
|
4,82
|
26,70
|
180
|
10
|
0,50
|
20.75
|
14,5
|
1.0
|
47792
|
|
Открытая поверхность
электролита
|
2,98
|
29,29
|
960
|
10
|
0,30
|
20.75
|
0.3
|
1.0
|
307312
|
|
Обортовочный лист
|
4,77
|
26,93
|
190
|
10
|
0,70
|
20.75
|
9,67
|
0.6
|
62155
|
|
Катодный кожух
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Верхняя зона продольных
сторон
|
4,96
|
26,06
|
155
|
10
|
0,70
|
20.75
|
12.9
|
0.6
|
79268
|
|
Средняя зона продольных
сторон
|
5,08
|
25,40
|
135
|
10
|
0,70
|
20.75
|
12.5
|
0.6
|
62875
|
|
Нижняя зона продольных
сторон
|
5,34
|
22,62
|
135
|
10
|
0,70
|
20.75
|
10.5
|
0.8
|
30483
|
|
Верхняя зона торцевых
сторон
|
5,28
|
23,22
|
86
|
10
|
0,70
|
20.75
|
3.5
|
1.0
|
12826
|
|
Средняя зона торцевых
сторон
|
5,43
|
21,72
|
95
|
10
|
0,70
|
20.75
|
3.5
|
1.0
|
8978
|
|
Нижняя зона торцевых сторон
|
5,41
|
21,97
|
74
|
10
|
0,70
|
20.75
|
3.5
|
0.5
|
9014
|
|
Верхний пояс жесткости
|
5,26
|
23,48
|
77
|
10
|
0,70
|
20.75
|
11.2
|
0.8
|
39985
|
|
Средний пояс жесткости
|
5,30
|
23,03
|
77
|
10
|
0,70
|
20.75
|
13.0
|
0.8
|
41688
|
|
Нижний пояс жесткости
|
5,37
|
22,34
|
99
|
10
|
0,70
|
20.75
|
8.0
|
0.8
|
21671
|
|
Ребра жесткости
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Верхнего пояса
|
5,21
|
24,02
|
92
|
10
|
0,70
|
20.75
|
1.4
|
0.5
|
4846
|
|
Нижнего пояса
|
5,30
|
23,03
|
82
|
10
|
0,70
|
20.75
|
1.8
|
0.3
|
4455
|
|
Блюмсы
|
4,90
|
26,38
|
10
|
0,70
|
20.75
|
10,35
|
0.7
|
69341
|
|
Катодные контрфорсы
|
5,05
|
25,45
|
138
|
10
|
0,70
|
20.75
|
8.8
|
0.5
|
42902
|
|
Днище катодного кожуха
|
5,61
|
14,88
|
51
|
10
|
0,70
|
20.75
|
64,52
|
0.8
|
65008
|
|
ИТОГО:
|
|
1647760
|
Энергетический баланс электролизера
|
Статья
|
Приход
|
Статья
|
Расход
|
|
кДж/ч
|
%
|
|
кДж/ч
|
%
|
|
От работы прохождения
электрического тока
|
4201200
|
96,93
|
На разложение глинозема
|
1937982
|
45,67
|
|
От сгорания анода
|
49254
|
1,14
|
Потери с выливаемым
алюминием
|
132017,96
|
3,11
|
|
Тепловой эффект реакции 2Al+3CO2=Al2O3+3CO
|
83846
|
1,93
|
Тепло выносимое с газами
|
71226,36
|
1,68
|
|
|
|
Энергия на подогрев и
расплавление материалов
|
262726
|
6,19
|
|
|
|
Энергия с теплоотдающих
поверхностей электролизера
|
1647760
|
38,83
|
|
|
|
Поглощение энергии в
результате изменения энтальпии реакции nC+nCO2=2nCO
|
191975
|
4,52
|
|
|
|
Итого
|
4243687,32
|
100.00
|
|
ИТОГО
|
4334300
|
|
|
Невязка
|
2.09
|
Удельный расход электроэнергии
W=
Заключение
В
работе проведен расчет электролизера с предварительно обойденными анодами на
силу тока 300 кА и выходом по току 93 %. Приведены материальные потоки,
электрический и тепловой балансы. Проектируемый электролизер имеет следующие
параметры:
Сила
тока 300 кА
Анодная
плотность тока 0,8 А/см2
Количество
анодов 38 шт.
Размер
анода в плане 700*1450 мм
Высота
блока анода 600 мм
Количество
подовых секций 48 шт.
МПР
5 см
Выход
по току 94 %
Расход
электроэнергии 13124 кВт*ч
Среднее
напряжение 4,133 В
Суточная
производительность 2270664 кг
Список
источников
1. И.П. Васюнина, П.В. Поляков, Электролиты в алюминиевой
промышленности. Справочн. пособие. КГАЦМиЗ, Кр-к, 2001. 60 с
2. Минцис М.Я., Поляков П.В., Сиразутдинов Г.А,,
Металлургия алюминия - Новосибирск: Наука, 2001. - 368 с.
. Об электролитах алюминиевых электролизеров, лекция,
Васюнина И.П., КГАЦМиЗ, 2003. Высшие алюминиевые курсы 2003, Красноярск.
4. Aluminium Electrolysis, 3rd Edititon, Jomar
Thorstad, Pavel Felner, Geir Martin Haarberg, 2001 by Aluminium Verlag
Marketing & Communication, Gmbh
5. Ойя Х.А. Катоды, лекция на Российских курсах по
алюминию Красноясрк КГАЦМиЗ, 1998. -117с.
. Сравнительные характеристики графитизированных и
графитовых катодных блоков, Amir A. Mirchi, Weixia Chen, Michel Tremblay, ТЭВ
РусАла №3 2003, с, 42
. К вопросу о криолитоустойчивости барьерных
материалов, Прошкин А.В., Симаков Д.А., ООО ИТЦ, ТЭВ РусАла № 4 2003, с.36
. О стойкости к криолиту новых традиционных
материалов, Юрков.А.Л., ТЭВ РусАла № 4 2003 с.24
. Огнеупоры из карбида кремния для алюминиевых
электролизеров, cборник докладов
VI Международной конференции выставки “Алюминий Сибири 2000”, ГаЦМиЗ 2000.
. Преимущества и недостатки различных изоляционных
материалов для катодов Вэйбель. Р, cборник докладов VI Международной конференции выставки “Алюминий Сибири,
2002.
. В.И. Борисов.V алюминиевые курсы.
12. www.vermikulit.ru, Сайт ООО ”Вермикулит”, г.
Санкт-Питербург
. Качественные параметры огнеупорных материалов,
применяемых для футеровки агрегатов в алюминиевом производстве, Антропов В.В.
ТЭВ РусАл №3, 2003, с. 34
. Преимущества и недостатки применения различных
огнеупорных материалов для катодов, ТЭВ РусАл №1 2001, с.23
15. Light Metals 1999 The Minerals, Metals &
Materials Society 1999
16. Исследование пористости подовых блоков, ТЭВ КрАЗа
1997, №11, с.34