Проект цеха электролиза производительностью 315 тыс. т алюминия в год с установкой электролизеров с обожженными анодами на силу тока 315 кА

Проект цеха электролиза производительностью 315 тыс. т алюминия в год с установкой электролизеров с обожженными анодами на силу тока 315 кА.

Содержание.

• Введение
• 1. Определение района строительства цеха электролиза, обоснование типа и мощности электролизера
• 1.1 Определение района строительства цеха электролиза
• 1.2 Обоснование типа и мощности электролизёра
• 2. Расчёт электролизёра, параметров цеха электролиза
• 2.1 Конструктивный расчёт электролизёра
• 2.1.1 Расчёт размеров анодного устройства
• 2.1.2 Расчёт размеров шахты и катодного устройства
• 2.1.3 Укрытие электролизёра
• 2.1.4 Установка АПГ
• 2.2 Технологический расчёт электролизёра
• 2.3 Расчёт удельного количества фтористых соединений, выделяющихся в корпусе электролиза
• 2.3.1 Удельный расход фтора
• 2.3.2 Удельный приход фтора
• 2.4 Расчёт эффективности укрытия электролизёра и выделения фтористых соединений в корпус электролиза
• 2.5 Материальный баланс электролиза
• 2.5.1 Приход сырья
• 2.5.2 Расход сырья
• 2.6 Электрический расчёт электролизёра
• 2.6.1 Расчёт греющего напряжения
• 2.6.2 Расчёт напряжения разложения
• 2.6.3 Расчёт падения напряжения в анодном узле
• 2.6.4 Расчёт падения напряжения в подине
• 2.6.5 Расчёт падения напряжения в электролите
• 2.6.6 Расчёт падения напряжения от анодных эффектов
• 2.6.7 Расчёт среднего напряжения
• 2.6.8 Расчёт падения напряжения в ошиновке
• 2.6.8.1 Определение токовой нагрузки катодных участках7
• 2.6.8.2 Определение падения напряжения в катодной и анодной ошиновке электролизёра
• 2.6.9 Баланс напряжения электролизёра
• 2.7 Энергетический баланс электролизёра
• 2.7.1 Приход тепла
• 2.7.2 Расход тепла
• 2.7.2.1 Потери тепла конструктивными элементами электролизёра
• 2.7.2.1.1 Теплопотери анодного устройства
• 2.7.2.1.2 Теплопотери катодного устройства
• 2.8 Расчёт объёма производства, характеристика корпуса и цеха электролиза
• 3. Специальная часть. разработка мероприятий направленных на увеличение выхода по току и срока службы электролизера
• 4. Механизация и автоматизация производственных процессов
• 4.1 Механизация в корпусе электролиза
• 4.2 Автоматизация производственных процессов
• 4.2.1 История развития систем автоматизации. Структурные схемы АСУТП разных поколений
• 4.2.2 Использование АСУТП на отечественных алюминиевых заводах94
• 4.2.3 АСУТП «ТРОЛЛЬ-5»
• 4.2.4 Функции АСУТП «ТРОЛЛЬ-5»
• Вывод
• 5. Безопасность жизнедеятельности
• 5.1 Анализ технологического процесса по вредным и опасным факторам
• 5.2 Производственная санитария
• 5.2.1 Вентиляция в корпусах электролиза
• 5.2.2 Защита от теплового излучения
• 5.2.3 Освещение
• 5.2.4 Водопровод и канализация, отопление
• 5.2.5 Бытовые помещения
• 5.3 Чрезвычайные ситуации
• 5.3.1 Противопожарная профилактика
• 5.3.2 Аварийные ситуации
• 5.4 Охрана окружающей среды
• 5.5 Техника безопасности
• 6. Экономика и организация труда
• 6.1 Организация труда в корпусе электролиза
• 6.2 Расчёт численности трудящихся и трудоёмкости продукции
• 6.2.1 Расчёт численности явочного состава для корпуса с электролизёрами ОА-315
• 6.2.2 Расчёт трудоёмкости продукции
• 6.3 Расчёт годового фонда оплаты труда
• 6.3.1 Расчёт годового фонда заработной платы основных рабочих
• 6.3.2 Расчёт годового фонда оплаты труда
• 6.3.3 Расчёт годового фонда заработной платы специалистов
• 6.4 Расчёт себестоимости алюминия-сырца
• 6.4.1 Расчёт капитальных затрат
• 6.4.1.1 Расчёт сметы затрат на содержание зданий и сооружений
• 6.4.1.2 Расчёт сметы затрат на содержание и эксплуатацию оборудования
• 6.4.1.3 Расчёт калькуляции себестоимости 1 т. алюминия-сырца
• 6.5 Расчёт экономического эффекта от уменьшения выбросов фтористых соединений
• 6.6 Расчёт основных технико-экономических показателей цеха электролиза
• Заключение
• Литература

Введение.

Специфические свойства алюминия: лёгкость, ковкость, хорошая теплопроводность, электропроводность, высокая коррозийная стойкость, прочность в соединении с другими металлами, обеспечили ему широкое применение в промышленности. Кроме того, алюминий наиболее распространённый элемент в земной коре (он занимает третье место после кислорода и кремния). Чистый алюминий применяется в электротехнической промышленности, химическом машиностроении. Алюминиевые сплавы находят широкое применение в авиастроении, автомобильной промышленности, транспортном машиностроении, в промышленном и гражданском строительстве, в пищевой промышленности и др.

По масштабам производства и потребления алюминий в мировой экономике занимает первое место среди цветных металлов и второе место после железа.

Впервые металлический алюминий получил датский учёный физик Г. Эрстед в 1825 г., восстановив хлористый алюминий амальгамой калия.

В 1865 году русский учёный Н. Н. Бекетов предложил получать алюминий вытеснением его из фтористых соединений магнием.

В 1886 году Поль Эру во Франции и Чарльз Холл в США независимо друг от друга заявили аналогичные патенты на способ получения алюминия электролизом глинозёма, растворенного в расплавленном криолите.

С открытием электролитического способа началось быстрое развитие алюминиевой промышленности, чему способствовали уникальные свойства алюминия, которые выгодно отличают его от других металлов. Это небольшая плотность и достаточная механическая прочность, высокая тепло и электропроводность. Алюминий не токсичен и коррозионостоек к ряду химических веществ. Благодаря этим свойствам, а также относительно невысокой стоимости по сравнению с другими цветными металлами он нашел исключительно широкое применение в различных отраслях современной технике. К тому же алюминий, как известно, относится к числу наиболее распространённых элементов. Содержание его в земной коре достигает 7,4% и по распространённости занимает третье место после кислорода и кремния.

Чистый алюминий применяется в электротехнической промышленности для изготовления проводов и кабеля, шинопроводов, конденсаторов, выпрямителей. В силу большой коррозийной стойкости он широко применяется в химическом машиностроении, для изготовления бытовых приборов, в пищевой промышленности для хранения продуктов.

Для поддержания оптимального уровня цен на первичный алюминий, обеспечивающего устойчивый потребительский спрос на алюминиевую продукцию, производители вынуждены постоянно изыскивать возможности снижения производственных затрат. Алюминиевым компаниям оказалось чрезвычайно выгодным объединять производственные мощности, выстраивая вертикально интегрированные структуры, участвующие в управлении всей технологической цепочкой производства алюминия — от добычи бокситов, производства глинозёма и первичного алюминия до выпуска полуфабрикатов и готовой продукции.

Стремление к минимизации производственных затрат и обеспечению конкурентоспособности на мировом рынке привело к образованию крупнейших мировых транснациональных корпораций «Alcoa» + «Reynolds Metals» (обе США) и «Alcan Aluminium» (Канада) + «algroup» (Швейцария).

Объём мощностей заводов по производству первичного алюминия оценивался в 4,5 млн. тонн в год. Баланс мощностей заводов «Alcoa» по производству всех видов полуфабрикатов, включая плоско-прокатную и прутковопрофильную продукцию, составлял 4,2 млн. тонн в год (первое место в мире).

Таблица 1.

Производство первичного алюминия на заводах России (тыс. тонн).

В капиталистических странах алюминиевая промышленность занимает ведущее место в экономике, уступая только производству чугуна и стали. Современный мировой капиталистический рынок алюминия характеризуется ростом производства, потребления и экспорта, большими объёмами капитальных вложений в развитие алюминиевой промышленности.

Растущее потребление алюминия непосредственно связано с общим экономическим ростом развитых и развивающихся стран, а также с развитием науки и техники, повышением уровня жизни и ростом народонаселения. США, Япония, Германия, Китай и европейские государства потребляют наибольшее количество алюминия по сравнению с другими странами.

Отечественная алюминиевая промышленность до 1991 г. характеризовалась увеличением объёма производства и потребления. Строились новые заводы Таджикский, Саянский. В период с 1991 по 1998 годы потребление алюминия в странах СНГ резко сократилось (с 60% до 12%), увеличился экспорт алюминия. Однако такой спад потребления — это временное явление. Опыт развития мировой экономики свидетельствует об устойчивой тенденции потребления алюминия. В настоящее время все действующие алюминиевые заводы России не только сохранили объёмы производства, но и увеличили за счёт совершенствования технологии, конструкции электролизёров, ошиновки, внедрения современных систем автоматизации, более эффективных систем очистки газов.

В проекте приводится обоснование выбора места строительства цеха, расчёт и описание объекта проектирования.

Исходя из требований экологии и экономики произведен выбор и обоснование конструкции электролизёра и оборудования цеха. На этой основе выполнены конструктивный, электрический и тепловой балансы электролизёра, описан технологический режим, схемы обслуживания и технико-экономические показатели.

Применение автоматической подачи глинозёма в электролизёры позволяет снизить выбросы фтористых соединений в окружающую среду.

В разделе «экономическая часть» приведены расчёты технико-экономических показателей объекта. Доказана высокая рентабельность будущего производства.

В разделе «Безопасность жизнедеятельности» описаны мероприятия по технике безопасности и охране труда при производстве алюминия электролитическим методом, освещены вопросы жизнедеятельности и охраны окружающей среды.

1. Определение района строительства цеха электролиза, обоснование типа и мощности элекролизера.

1.1 Определение района строительства цеха электролиза.

Промышленность любого развитого государства еще с момента своего появления в истории человечества всегда являлась и по сегодняшний день является главной и ведущей отраслью материального производства. Поэтому немаловажным и одним из необходимых условий развития экономики нашей страны будет правильное и рациональное территориальное размещение объектов промышленности, в особенности, металлургических предприятий.

Большую роль в выборе района строительства металлургического предприятия занимает обеспеченность выбранного района богатыми природными энергоносителями. К таким регионам можно отнести Восточную Сибирь, в частности, Иркутскую область. Здесь сосредоточенно до 85% всех угольных запасов страны (АО ВостСибУголь) и до 80% гидроэнергетических ресурсов Сибири (АО ИркутскЭнерго).

Производство алюминия относится к числу энергои материалоемких производств, основные затраты которого связаны с расходом сырья и электроэнергии (до 81% всех затрат), причем затраты по последней статье достигают на некоторых заводах 45% от себестоимости продукции. Поэтому при проектировании электролизного цеха необходимо ориентироваться на максимальное приближение его к источникам дешевой электроэнергии и сырья.

До настоящего времени в Иркутской области были предложены следующие районы строительства: г. Шелехов (строительство второго электролизного цеха ИркАЗа по проекту Сибирско-Уральской Алюминиевой Компании);

г. Тайшет (строительство электролизного цеха, проект в настоящее время уже осуществлен);

г. Братск (п. Гидростроитель, промплощадка АО СибТеплоМаш, и п. Чекановский, промплощадка АО БрАЗ), г. Усть-Илим.

Из всех вариантов рассмотрим размещение проектируемого цеха в г. Усть-Илим, целесообразность строительства завода в котором подтверждают следующие экономически важные факторы:

— наличие в большом количестве дешевой электроэнергии, поступающей с Усть-Илимской ГЭС;

— наличие в неограниченном количестве гидроресурсов (Усть-Илимское водохранилище);

— решение транспортных затрат с помощью железной дороги ВСЖД;

— наличие трудового ресурса (безработица среди населения);

— стабильность в поступлении сырья как от отечественных, так и от зарубежных производителей (по тоулинговой системе).

Кроме перечисленных факторов немаловажно отметить и то, что строительство алюминиевого завода (цеха электролиза) в г. Усть-Илим позволит повысить материальное благосостояние населения города и района за счет создания новых рабочих мест и повышения уровня конкуренции на рынки труда.

1.2 Обоснование типа и мощности электролизера.

Важнейшими факторами, определяющими технический уровень и экономику производства алюминия, является мощность и тип электролизера. Увеличение мощности позволяет снижать расходы на тонну выпускаемого алюминия, так как снижаются расходы на эксплуатацию электротехнического и технологического оборудования, уменьшаются удельные капитальные вложения. Но повышение мощности электролизера вызывает увеличение перекосов металла, что вынуждает поддерживать более высокое межполюсное расстояние.

Вероятность проникновения алюминия через швы подины до стальных катодных стержней и выхода электролизера из строя возрастает в прямой зависимости от площади швов и, поэтому, срок службы более мощных электролизеров значительно ниже, чем электролизеров средней мощности.

Отечественная алюминиевая промышленность с самого начала ее организации встала на путь внедрения электролизеров с непрерывными самообжигающимися анодами прямоугольной формы.

Алюминиевые заводы, строящиеся в настоящее время оборудуются, электролизерами с предварительно обожженными анодами (ОА) в комплексе с эффективными средствами механизации, автоматизации и газоочистки.

Электролизеры с обожженными анодами отличаются от электролизеров с самообжигающимися анодами верхнего, бокового токоподвода меньшим электросопротивлением анодного узла, отсутствием необходимости в формировании однородного, крупногабаритного, самообжигающегося анода, лучшими условиями отвода тепла, газов из расплава, более симметричным магнитным полем меньшей напряженности. Все это позволяет иметь более высокие технико-экономические показатели. Главное преимущество указанных электролизеров заключается в том, что при их эксплуатации значительно улучшаются условия труда производственного персонала и защиты окружающей среды, так как исключается источник выделения смолистых погонов, содержащих канцерогенные вещества. Газообразные укрытия просты по конструкции и надежны в работе, обеспечивают высокую степень эффективности улавливания выделяющихся технологических газов.

В связи с вышеизложенным в настоящем проекте принимается к установке электролизер с обожженными анодами на силу тока 315 кА.

2. Расчёт электролизёра, параметров цеха электролиза.

2.1 Конструктивный расчёт электролизёра.

Зарубежные алюминиевые заводы в основном оснащены электролизёрами с предварительно обожжёнными анодами (ОА), что позволяет улучшить технологию и достичь высоких технико-экономических показателей процесса электролиза и, самое главное, снизить выбросы вредных веществ в атмосферу. В нашей стране заводы в основном оборудованы ваннами с анодом Содерберга. Однако намечается тенденция к расширению внедрения электролизёров с ОА. Строительство новых серий также планируется с введением в эксплуатацию ванн с предварительно обожжёнными анодами.

2.1.1 Расчёт размеров анодного устройства.

Анодную плотность тока i_a принимаем согласно графика равной 0,74 А/см².

Тогда площадь сечения анода (S_a) рассчитывается по формуле [2]:

где: I — сила тока проектируемого электролизёра.

При конструктивном расчёте электролизёра следует ориентироваться на типоразмеры серийно выпускаемых анодов.

Принимаем обожжённые аноды конструкции электролизёров ТадАЗа, САЗа с размерами в плане 700Ч1450 мм и высотой 600 мм. Анодные блоки установленные длинной стороной перпендикулярно шахте ванны двумя рядами, расстояние между рядами 160 мм, между анодными блоками — 40 мм.

Количество анодных блоков (n) в анодном массиве определяется по формуле [2]:

где: l — длина анодного блока, мм;

b — ширина анодного блока, мм.

Общая длина (L_a) анодного массива определяется из выражения [2]:

Ширина анодного массива (В_а):

Анодное устройство состоит из:

o балки-коллектора;

o механизмов подъёма анодов;

o анодной ошиновки;

o обожжённых анодов;

o укрытия электролизёра;

o секций автоматизированного питания глинозёмом (АПГ).

К анодной ошиновке с помощью специальных зажимов прикрепляются 42 обожжённых анодов. Каждый анод состоит из угольного блока, предварительно обожжённого, и токопроводящего анододержателя (анододержатель — алюминиевая штанга и стальной кронштейн с 4-мя ниппелями). Анододержатель ниппелями устанавливается в специально высверленные в блоке гнезда и крепится к нему с помощью заливки из чугуна.

Укрытие электролизёра с ОА — сегментного типа, состоящее из балки-коллектора, съёмных сегментных створок-крышек и торцевых щитов. Всего на электролизёре 4 механизма подъёма укрытия, которые состоят из электродвигателя и редуктора. Любая створка укрытия снимается вручную.

Рис. 2.1 Схема укладки подовых блоков на подину электролизёр Расстояние от продольной стороны анода до:

— боковой футеровки (b_ш) — 360 мм;

— торцевой футеровки (l_ш) — 350 мм.

Тогда внутренняя длина шахты (L_ш) составит:

.

а её внутренняя ширина (В_ш):

Согласно практическим данным для ванн большой мощности Н_ш=600 мм (уровень металла h_м=250 мм; 1_э=250 мм; h_г=100 мм; тогда:

2.1.2 Расчёт размеров шахты и катодного устройства.

В электролизёре принимается металлический катодный кожух шпангоутного типа.

Рис. 2.2. Схема футеровки электролизёра: 1 — стальной кожух; 2 — засыпка из шамотной крупки; 3 — футеровочная угольная плита; 4 — углеродистая подушка из подовой массы; 5 — кирпичная футеровка из 2 рядов шамотного и 3 рядов легковесного шамотного кирпича; 6 — асбестовый лист.

Расчёт основных размеров подины Отечественной промышленностью выпускаются катодные блоки сечением 400Ч400 и длиною 600, 800, 1200 и 1600 мм (нормальные) и сечением 400Ч550 и длиной 600, 1400, 2000 и 2200 мм (укрупненные). В проектируемом электролизере используем не стандартные блоки сечением 500Ч690 и длиной 1400 и 2000 мм с двумя блюмсами в блоке каждый сечением 100Ч200 мм.

Принимаем число пар блоков 24:

Расстояние между катодными блоками и боковой футеровкой шахты © определяется следующим образом:

где: В₁ и В₂ длины выбираемых нами блоков.

Ширина шва (d) между катодными блоками и торцевой футеровкой составляет:

Рис. 2.3 Общий вид катодного устройства: 1 — швы между блоками; 2 — паз в блоке; 3 — углеродистая подушка; 4 — катодные стержни; 5 — подовые блоки; 6 — пробки из подовой массы; 7 — боковые угольные плиты Катодные стержни Катодные стержни (блюмсы) изготавливаются из стали (Ст2, Ст3). Раньше их заливали в угольный подовый блок чугуном, а в последнее время используют другие материалы. Так, на Иркутском алюминиевом заводе для этих целей применяется МХТД — масса холодная теплопроводная доменная.

Допустимая плотность тока для стали 0,2 А/мм². Стандартное сечение блюмсов — 120Ч230 мм. Необходимо проверить в стержнях фактическую плотность тока:

Размеры катодного кожуха Размеры катодного кожуха определяются в зависимости от геометрических размеров шахты ванны и толщины слоя футеровочных и теплоизоляционных материалов. Подина выполнена из угольных подовых секций. Вместо углеродистой подушки из подовой массы для увеличения срока службы электролизера укладывается сухая барьерная смесь (СБС), СБС д₃ = 90 мм. Кирпичная часть подины, состоит из двух слоев шамотных кирпичей ШВ-42 и двух слоев низкоплотных вермикулитовых плит (толщиной по 65 мм).

Боковые и торцевые стороны катодного устройства футерованы карбид — кремниевыми блоками толщиной 100 мм.

По торцевым и длинным сторонам угольные плиты укладываются с зазором 40 мм, которые (сверху на 300 мм) забиваются подовой массой и шамотной засыпкой. По торцевым и длинным сторонам шахты выполняется порог из угольных блоков с целью уменьшения площади зеркала металла и снижения потерь металла за счёт обратного растворения металла в электролите, что увеличивает выход по току. Асбестовый лист — толщиной 15 мм, шамотная засыпка на дне — толщиной 40 мм.

Кожух с днищем состоит из двух стального короба (толщиной 10 мм). В настоящем проекте принимаем кожух шпангоутного типа.

Тогда внутренние размеры кожуха составят:

длина:

ширина:

высота:

2.1.3 Укрытие электролизёра.

Электролизёр с обожжёнными анодами оборудуется укрытиями сегментного типа. Это укрытие электролизёра состоит из балки — коллектора, съёмных сегментных створок — крышек и торцевых щитов. К нижним кромкам короба балки — коллектора приварены поперечные балки, на которые сверху опирается настил, образующий газоотсосные каналы. К концам поперечных балок шарнирно крепятся наклонные створки из алюминиевого сплава, которые также прикреплены к тягам механизмов подъёма укрытия, установленные на горизонтальном настиле.

При необходимости наклонное укрытие, состоящее из наклонных створок, поднимается вверх с помощью двух механизмов подъёма укрытия и открывается одна продольная сторона электролизёра, затем опускается вниз. На электролизёре четыре механизма подъёма укрытия (на каждое продольное наклонное укрытие по два механизма). Механизм подъёма укрытия состоит из электродвигателя, редуктора. Кроме того, любая створка укрытия может сниматься вручную. Торцевые укрытия (два на электролизёр) — это съёмные щиты, снимаются вручную для доступа к торцам электролизёра. Сегментный тип укрытия выполнен на основе опыта работы рамно-створчатого в корпусах ТадАЗа и отличается снижением площади неплотностей, увеличением эффективности газоотсоса. Электролизёр имеет двухсторонний газоотсос. При этом балка-коллектор соединена с двух концов газоотсосными патрубками со стойками — газоходами, из которых газ направляется в магистральный газоход. Для организации переменного газоотсоса под патрубками имеются шибера.

Уменьшение неплотностей укрытия; оснащение электролизёров установками автоматизированного питания глинозёмом (АПГ), позволяющими вести обработку электролизёров с закрытым укрытием и обеспечивающими значительное сокращение количества одновременно открытых ванн в корпусе; ведение процессов электролиза с жесткой стабилизацией силы тока, стабилизацией концентрации глинозёма в электролите и АСУТП с индивидуальными микропроцессорными управляющими устройствами; соблюдение технологических инструкций по обслуживанию электролизёров позволяют обеспечить эффективность газоотсоса (по фтору) не ниже 98% (см. расчёт баланса по фтору). Для обеспечения такой эффективности по расчётам, проведенным институтом ВАМИ на основании зарубежных фирм, необходимо обеспечить следующие объёмы газоотсоса от укрытия электролизёра:

* от закрытого электролизёра — 11 000, м³/час;

* при замене анода и при открытой продольной стороне — 16 000, м³/час.

2.1.4 Установка АПГ.

Новые поколения зарубежных электролизёров с ОА, имеющие высокие технико-экономические показатели, характеризуются высоким уровнем автоматизации. Они оборудованы системами автоматического питания глинозёмом (так, электролизёры фирмы «Pechiney» оснащены системами АПГ точечного типа, работающими на сжатом воздухе).

Наиболее успешные решения найдены на электролизёрах с ОА. Применение точечной автоматической загрузки глинозёма в электролит имеет неоспоримые преимущества:

1. порция подаваемого глинозёма может быть максимально приближена к электрохимически необходимой величине, что, в свою очередь, оптимизирует процесс и снижает расход электроэнергии;

2. стабилизация температуры электролита на более низком уровне и отсутствие колебаний поверхности металла от поточных обработок повышает производительность электролизёров;

3. АПГ обеспечивает стабильную работу на кислых электролитах (при сниженной растворимости глинозёма), так как появляется возможность держать его концентрацию в более низких пределах;

4. уменьшение прихода тепла за счёт снижения греющего напряжения позволит в разумных пределах увеличить ток (по некоторым данным до 8%);

5. неоспоримым преимуществом АПГ точечного типа является возможность значительно снизить количество вредных выбросов.

В проекте для снижения выбросов фторсодержащих соединений предусматривается оснащение электролизёра установками АПГ точечного типа, состоящими из 3-х секций. Механизмы АПГ имеют пробойники и дозаторы глинозёма, которые приводятся в действие пневмоприводами. Всего на электролизёре установлено 4 пробойника и 2 дозатора — по два пробойника и одному дозатору на каждом механизме АПГ. Управление пневмоприводами пробойников и дозаторов осуществляется с помощью электропневмоклапанов. Механизмы АПГ на электролизёре с целью улучшения нагрузки на пневмосистему работают последовательно во времени. Длительность включенного состояния — 5 — 15 с, а цикл работы АПГ определяется технологией и выбранным алгоритмом питания электролизёра глинозёмом.

Проектные электролизёры работают на новой технологии (применение АПГ и АСУТП), которая позволяет уменьшить количество анодных эффектов до 0,2 шт в сутки вместо 1 шт. в сутки. Кроме того, в проекте электролизёры оборудованы автоматическим гашением анодных эффектов перемещением анодного массива. Автоматическое гашение анодных эффектов позволяет сократить длительность анодного эффекта до 1 мин (вместо 2 мин).

Установка АПГ состоит из 3-х секций. Секция АПГ представляет собой бункер для глинозёма с горловиной и встроенных в него двух пробойников и двух дозаторов. Сам бункер располагается в центральной части балки-коллектора, горловина — сверху коллектора. Установка АПГ пробивает электролитную корку и загружает глинозём по продольной оси между анодами в шести точках электролизёра. Принцип действия данного вида АПГ изображен на рис. 2.4. Принцип действия АПГ:

Дозатор работает следующим образом: когда верхняя камера 3 соединяется с инжектором, диафрагма 1 прогибается вверх (как и изображено на рис. 2.4.) и резиновый 4 клапан плотно закрывает нижнюю камеру 5. Воздух проходит через ткань диафрагмы 1 и под разрежением оказывается средняя камера 4. Глинозём из бункера засасывается и заполняет дозатор (камера 4). После заполнения дозатора вакуум отключается, и дозатор сообщается с атмосферой. Под действием силы тяжести резинового клапана и дозы глинозёма диафрагма прогибается вниз (на рис. 2.4. показано пунктирной линией), и глинозём пересыпается в нижнюю камеру, из которой поступает под пробойник. Пробойник 6 приводится в действие поршнем 7, который двигается в цилиндре 8 под действием сжатого воздуха.

Рис. 2.4 АПГ точечного типа Точечный тип АПГ успешно эксплуатируется в корпусах ТадАЗа, САЗа.

2.2 Технологический расчёт электролизёра.

Основным показателем технологической работы электролизера является выход по току, который определяет степень полезного использования тока. В проекте предлагаются следующие мероприятия:

1. жёсткая стабилизация силы тока, обеспечивающейся кремниево-преобразовательной подстанцией (КПП) на 900 В;

2. применение автоматизированного питания электролизеров глиноземом (АПГ) точечного типа;

3. применение автоматизированной системы управления технологическим процессами (АСУТП) «ТРОЛЬ» с индивидуальными микропроцессорными устройствами;

4. применение «сухой» газоочистки электролизных газов;

5. снижение удельного расхода электроэнергии за счет снижения падения напряжения в ошиновке.

Основным показателем технологической работы электролизёра является выход по току (з_т), который определяет степень полезного использования тока. В проекте принимается выход по току равным 95%.

Суточная производительность электролизёра (Р, кг) составит:

.

где: g_AL = 0,3354 г/А· ч — электрохимический эквивалент алюминия.

Для расхода удельного количества электроэнергии (W) необходимо знать величину среднего напряжения (из баланса напряжения электролизёра, см. разд. 2.5.8) Следовательно:

В таблице приведены конструктивные и технологические параметры электролизёра с обожжёнными анодами на силу тока 315 кА.

Таблица 2.1.

Основные технологические и конструктивные параметры электролизёра.

2.3 Расчёт удельного количества фтористых соединений, выделяющихся в корпусе электролиза.

Расчёт удельного количества вредностей, выделяющихся в корпусах электролиза при эксплуатации электролизёра с обожжёнными анодами, выполнен по.

Общее удельное количество фтористых соединений (в пересчете на фтор), отходящих от электролизёра в виде пыли и газа, определяется из баланса фтора как разность между суммарным приходом фтора в виде фтористого алюминия, флотационного криолита и возвратов из газоочистки на технологию и суммарной потерь фтора.

В данном разделе рассчитывается расход и приход фтора на процесс электролитического получения алюминия, а также степень улавливания фтора.

Исходные данные для расчёта:

1. размер шахты (В_ш· L_ш) — 3,78Ч16,20 м²;

2. срок службы электролизёра — 6 года;

3. производительность электролизёра (Р) — 2,409 т/сут;

4. количество анодных эффектов (k) — 0,2 шт;

5. длительность анодных эффектов (ф_аэ) — 1 мин;

6. содержание фтора:

a) — криолите свежем — 54%;

b) — фтористом алюминии — 61%;

7. КПД «сухой» газоочистки — 99,5%; [3];

2.3.1 Удельный расход фтора.

Удельный расход фтора состоит из следующих статей:

1. Расход фтора на пропитку угольной футеровки .

По существующим «Нормативам расхода фтористых солей и глинозёма на пуск электролизёров после монтажа и капитального ремонта» расход фтора на 1 м² площади шахты ванны составляет 230 кг при пуске.

Тогда удельный расход фтора на пропитку футеровки будет:

где: 365 — число дней в году.

2. Расход фтора в виде углефторидов при анодных эффектах определяется по следующей формуле:

где: 0,2 — количество фтора, теряемое в виде углефторидов за 1 мин во время анодного эффекта, кг.

3. Расход фтора с анодными огарками .

В результате окисления угольных анодов из электролизёра после процесса вынимаются анодные огарки, пропитанные электролитом. Согласно практическим данным действующих заводов с обожжёнными анодами с анодными огарками расходуется 3,6 кг фтора на тонну алюминия-сырца, т. е. = 3,6 кг/т.

4. Расход фтора с газами и пылью .

Согласно практическим данным этот расход составляет 20 — 21 кг. В нашем расчёте принимаем 20 кг. Следовательно, расход фтора без мех. потерь составляет:

тогда общий расход составит:

5. Механические потери .

Потери фтора при транспортировке определяются по формуле:

где: 0,05 — доля фтора от общего прихода фтора, потерянного при транспортировке (согласно практическим данным).

Проверка:

6. Удельный приход фтористых соединений Принимаем общий удельный расход фторсолей в пересчете на фтор равным 27,66 кг.

2.3.2 Удельный приход фтора.

Удельный приход F складывается из нескольких статей:

1. На пуск электролизёров после кап. ремонта требуется фторсолей .

где: — расход фтора на пропитку угольной футеровки.

В пересчете на свежий криолит составит:

2. Приход фтора из «сукой» газоочистки .

С учётом степени улавливания фтора, находящегося в системе «сухой» газоочистки глинозёмом, равной 0,9771, и эффективности «сухой» газоочистки в среднем 99,5% приход фтора в процесс электролиза в виде фторированного глинозёма составит:

3. Приход фтора на корректировку КО.

Корректировку состава электролита осуществляют фтористым алюминием. Тогда составит:

где: — общий расход фтора, кг (см. раздел 5.1).

Итого: общий приход фтора составит:

По расчётным данным составляется баланс фтора.

Таблица 2.2.

Баланс фтора.

2.4 Расчёт эффективности укрытия электролизёра и выделения фтористых соединений в корпус электролиза.

В процессе электролиза от электролизёров в атмосферу корпуса и систему газоочистки выделяется фтористых соединений в пересчете на фтор 20 кг/т (см. таблицу 2.2.).

Для определения распределения выделяемого фтора между атмосферой корпуса электролиза и системой газоотсоса необходимо рассчитать эффективность улавливания фторидов укрытием .

рассчитывается по следующей формуле [6]:

где: 1, 2, 3, 4, 5 — технологические операции, соответственно:

— регламентированная обработка;

— ликвидация анодного эффекта;

— выливка металла и технологические замеры;

— замена анодов;

— работа с герметичным укрытием.

— эффективность улавливания фтора герметичным укрытием во время выполнения технологических операций, доли единиц;

Т_1,2,3,4,5 — длительность технологических операций, д. ед.

Согласно практическим данным принимается:

Расчёт Т_1,2,3,4,5:

.

где: 5 — длительность обработки одной длинной стороны или двух торцевых, мин;

1 440 — количество минут в сутках.

1. ,.

2. ,.

где: 6 — длительность выливки металла из одного электролизёра, мин;

3. ,.

где: 15 — время перестановки одного анода, мин;

29,5 — срок службы анодов, сутки (по факту (САЗа);

n_б — количество анодных блоков (42).

4.

Тогда составит:

или 97,71%.

Исходя из полученных удельного количества отходящих от электролизёра фторидов в пересчете на фтор 20 кг и эффективности газоотсоса = 97,71%, фторсодержащих вредностей (в пересчете на фтор) поступает:

— в систему газоочистки :

в том числе:

в виде HF 40% или в твердом виде 60% или.

— в трубу выбрасывается :

HF_газ = 7,82 — 7,78 = 0,04 кг,.

F_тв = 11,72 — 11,71 = 0,01 кг;

— возврат в процесс (в виде фторированного глинозёма):

HF_газ = 7,82 · 0,995 = 7,78 кг;

F_тв = 11,72 · 0,995 = 11,71 кг; всего 7,78 + 11,71 = 19,49 кг;

— в атмосферу корпуса :

кг, в том числе в виде газа 40% или кг, в твердом виде или кг.

Итак, в процессе электролиза распределение поступившего фтора выглядит следующим образом:

в атмосферу:

HF_газ 0,04 кг.

F_тв 0,01 кг в атмосферу корпуса:

HF_газ 0,18 кг.

F_тв 0,28 кг возврат в процесс:

HF_газ 7,78 кг.

F_тв 11,71 кг ВСЕГО: 20 кг.

2.5 Материальный баланс электролиза.

2.5.1 приход сырья.

— глинозёма:

— анодов:

— свежих фторсолей:

— выход огарков:

2.5.2 Расход сырья.

Глинозём Иностранные фирмы «Pechiney», «Kaiser» (США), «VAW» (Германия) в своих предложениях по переводу корпусов БрАЗа, ИркАЗа, НкАЗа на обожжённые аноды определяют удельный расход глинозёма равным 1930 кг на 1 т алюминия-сырца. В настоящем проекте принимается удельный расход Al₂O₃ равный 1920 кг (на 1 т алюминия-сырца), согласно практике зарубежных заводов. Однако повышаются требования к глинозёму при применении АПГ точечного типа. В частности, рекомендуется использовать глинозём «песчаного» типа, к которому относятся зарубежные глинозёмы.

Обожжённые аноды На зарубежных заводах электролизёры с ОА имеют общий удельный расход анодов 565 — 580 кг (с огарками) и расход без огарков — 415 — 453 кг. На отечественных электролизёрах с ОА самый низкий удельный расход обожжённых анодов (с огарками) имеют корпуса № 7,8 КрАЗа (? 580 кг), в том числе 140 кг — выход огарков.

В настоящем проекте удельный расход обожженных анодов принимается равным 540 кг, в том числе 140 кг — выход огарков.

Фтористые соли При использовании «сухой» газоочистки, широко и успешно применяемой на зарубежных алюминиевых заводах, часть поступающего на процесс электролиза криолитоглинозёмного расплава фтора возвращается обратно в электролит виде фторированного глинозёма. Данная система газоочистки также успешно используется в корпусах САЗа, УАЗа, в корпусах № 19,20 КрАЗа.

В проекте принимаем удельный расход фтористого алюминия на 1 т алюминия-сырца равным 9,1 кг. Удельный расход свежего криолита на пуск электролизёров после капитального ремонта — 4,94 кг.

Составление материального баланса процесса электролиза Материальный баланс электролиза представляет собой соотношения поступивших продуктов в процесс и их расход на получение алюминия-сырца в час.

Расчёт ведется на 1 час работы электролизёра.

Для ведения технологического процесса электролиза и получения 100,4 кг в час алюминия-сырца (2409 ч 24 = 100,4 кг) в электролизёр требуется загрузить:

— глинозёма:

— анодов:

— свежих фторсолей:

Расчёт расхода сырья.

1) Теоретический расход А1₂О₃ на производство 1 кг алюминия составляет 1,89 кг. Однако на практике расходуется больше глинозёма, тогда его потери составят: (1,92 — 1,89) · 100,4 = 3,01 кг/ч.

2) Расход обожжённых анодов в основном связан с реакциями, протекающими у анода. Для расчёта количества углерода, который окисляется кислородом, выделяющимся в результате электрохимического разложения глинозёма, принимается состав анодных газов (по факту), % (объёмный) для выхода по току 95%: СО₂ — 70%; СО — 30%.

При получении 100,4 кг алюминия выделится кислорода:

где: 48, 54 — количество кислорода и алюминия в глинозёме (молекулярный вес кислорода и алюминия в А1₂О₃).

Из этого кислорода перейдет:

в состав СО₂:

.

в состав СО:

.

где: 2 · 70 + 30 — содержание кислорода в СО₂ + СО, %;

2 · 70 — содержание кислорода в СО₂, %;

30 — содержание кислорода в СО, %.

Тогда количество углерода связанного:

— в СО₂: ;

— в СО:

где: 12, 16 — молярные веса углерода, кислорода, соответственно.

Таким образом, при получении 100,4 кг алюминия-сырца в 1 час выделяется:

— в СО₂: ;

— в СО: .

Выход огарков: 0,14 · 100,4 = 14,06 кг/ч.

Потери обожжённых анодов связаны с окислением, механическими потерями и составляют:

Расход фтористых солей равен приходу фтористых солей (см. баланс фтора).

По расчётным данным составляется материальный баланс процесса электролиза на 1 электролизёр.

Таблица 2.3.

Материальный баланс процесса электролиза.

2.6 Электрический расчёт электролизёра.

На электролизёрах с ОА? на 2 000 кВт· ч/т меньший удельный расход электроэнергии, чем на электролизёрах с самообжигающимися анодом и верхним токоподводом. Значение удельного расхода электроэнергии W зависит от величины среднего напряжения на электролизёре. Для этого проводят электрический расчёт алюминиевого электролизёра, чтобы определить величины потерь напряжения в основных узлах металлургического агрегата и найти значения греющего (U_гр), среднего (U_cp) и рабочего (U_раб) напряжений.

Для составления баланса напряжения используются данные конструктивного расчёта проектируемого электролизёра, справочные данные и практические результаты эксплуатации электролизёров с ОА на САЗе, ТадАЗе.

2.6.1 Расчёт греющего напряжения.

Расчёт U_гр производится по формуле:

В,.

где: U_р — напряжение разложения глинозёма, В;

ДU_а.у. — падение напряжения в анодном узле, В;

ДU_n — падение напряжения в подине, В;

ДU_эл — падение напряжения в электролите, В;

ДU_аэ — падение напряжения от анодных эффектов, В.

Электрический расчет выполняется согласно действующим «Нормам технологического проектирования алюминиевого производства» ВНТП 25−86.

2.6.2 Расчёт напряжения разложения.

Определяется по эмпирической формуле:

В,.

где: А — коэффициент (А = 1,13).

Таким образом:

где: 0,2 — поправочный коэффициент для электролизёров с ОА.

2.6.3 Расчёт падения напряжения в анодном узле.

складывается из потерь напряжения в угольной части анода потерь напряжения в контакте «анод — ниппель, потерь напряжения в ниппеле, потерь напряжения в контакте «ниппель — кронштейн — штанга — анодная шина» .

1) определяется по формуле:

B,.

где: Ф — форм-фактор электрического поля анода;

с_а — удельное сопротивление угольного анода, Ом· см;

l_ср — среднее расстояние от дна ниппельного гнезда до подошвы анода, см;

Ф определяется по уравнению:

Ф = 1 + 0,142 · К₂,.

где:

a· x·b — площадь подошвы анодного блока, см²;

F_нг — площадь полной поверхности ниппельного гнезда (диаметр гнезда равен 16 см, глубина — 10 см), см²;

l_ср, — (50 + 2) ч 2 = 26 см (50 см — расстояние от дна ниппельного гнезда до подошвы нового анода, 2 см — до подошвы огарка);

где: h_нг — глубина ниппельного гнезда, см (= 10 см);

— площадь боковой поверхности ниппельного гнезда, см².

Подставив данные, находим К₂ = 0,488. Следовательно, Ф = 1,07.

с_а = 0,007 · (1 — 0,25 · t) = 58,8 · 10^-4 Ом· см при средней температуре анодных блоков 640 °C.

Тогда:

2) Падение напряжения в контакте «анод-ниппель» рассчитывается по формуле:

где: с_н — удельное электросопротивление, Ом· см;

К — количество ниппелей (= 4).

На основе промышленных испытаний с_н = 50 мВ. Тогда:

Следовательно,.

3) определяется следующим образом:

где: с_н — удельное электросопротивление ниппеля при t = 70 °C, Ом· см² (по практическим данным с_н= 68 · 10^-6 Ом· см, 1 = 10 см, S_a = (3,14 · 11²)/4 = 95 см²;

l_н — длина запеченной части ниппеля, см;

S_н — сечение ниппеля, см.

Тогда.

4) Падение напряжения на участке «ниппель — кронштейн — штанга — анодная шина» принимается по практическим данным (ТадАЗ, САЗ):

Итого:

2.6.4 Расчёт падения напряжения в подине.

Падение напряжения в катодном устройстве ДU_n рассчитывается по эмпирической формуле:

где: 1,098 — коэффициент, учитывающий увеличение напряжения по сравнению с практическими данными (выведен ВАМИ экспериментально).

2.6.5 Расчёт падения напряжения в электролите.

На электролизёрах с ОА эта составляющая греющего напряжения на 400 мВ меньше, чем на электролизёрах с ВТ.

Падение напряжения в электролите определяется по уравнению Форсбло-ма-Машовца [2]:

где: с_эл — удельное электросопротивление электролита, Ом· см;

Р_а — периметр анодного массива, см.

Промышленные электролиты имеют с_эл = 0,4 ± 0,63 Ом· см, принимаем с = 0,51 Ом· см.

На основании многочисленных исследований, проведенных институтом ВАМИ, лучшие технико-экономические показатели на электролизёрах с обожжёнными анодами достигаются при работе на межполюсном расстоянии, равном 5−5,5 см. В проекте принимается l = 5,0 см.

2.6.6 Расчёт падения напряжения от анодных эффектов.

Составляющая греющего напряжения от анодных эффектов определяется по формуле:

где: — превышение напряжения на электролизёре во время анодного эффекта, В (может достигать 60 В, но принимается 25 В);

60 · 24 = количество мин в 1 сутках;

t_aэ — 1 мин;

k — 0,2.

Тогда:

Итого:

2.6.7 Расчёт среднего напряжения.

Расчёт U_ср, ведется по следующей формуле:

где: — падение напряжения в ошиновке (с учётом общесерийной).

2.6.8 Расчёт падения напряжения в ошиновке.

Исходные данные для расчёта:

o температура катодных шин — 50 °C;

o температура катодного стержня — 204 °C;

o температура катодного спуска — 127 °C;

o температура анодных шин — 80 °C.

Удельное электросопротивление катодных, анодных шин, катодных спусков определяется по формуле:

Удельное электросопротивление катодных шин:

Удельное электросопротивление анодных шин:

Удельное электросопротивление катодных спусков:

В настоящем проекте для электролизеров с обожженными анодами на 315 кА, поперечно расположенных в корпусе, применяется усовершенствованная схема катодной ошиновки для предотвращения искривления зеркала металла.

Подвод к электролизеру осуществляется через 5 стояков, расположенных на входной (по ходу тока) стороне электролизера. Все 5 стояков расположены за катодным кожухом и выходят из шинного проема в проекции анода. Четыре стояка равномерно нагружены (76 100 А), а пятый стояк нагружен меньше (45 600 А). Ток от стояков подводится к передней анодной шине (входная сторона), а к задней шинетоковедущими перемычками, расположенными у мест подключения стояков. Часть тока от катодных стержней направляется под днищем на отметке +1,03 м к трем центральным стоякам следующей ванны. При этом с входной стороны на каждую из двух ветвей ошиновки, привариваются 7 спусков и 14 спусков с выходной стороны (всего 21 спусков на ветви ошиновки) (6 на центральный стояк с обоих сторон). Часть тока от катодных стержней идет по двум ветвям ошиновки на отметке +2,35 м вдоль торцевых сторон к двум крайним стоякам следующей ванны. При этом к одной ветви ошиновки с входной стороны электролизера приваривается 14 спусков, а с выходной 7 спусков (всего 21 спусков на стояк). Схема катодной ошиновки прилагается (см. рис. 2.6.).

Рис. 2.6 Схема катодной ошиновки электролизёра с ОА на 315 кА Расчёт падения напряжения в ошиновке (анодной и катодной) ведется по одной из сторон электролизёра — по входной стороне.

Падение напряжения ошиновки находится по потере мощности в замкнутом контуре, в котором оно равно 0.

Тогда:

где: I₁, I₂ — сила тока в 1-ой и 2-ой ветви ошиновки, А;

R₁, R₂ — сопротивление в 1-ой и 2-ой ветви ошиновки от катодных стержней до нулевой точки на анодной ошиновке, Ом;

I_c — сила тока на одной стороне электролизёра, А.

2.6.8.1 Определение токовой нагрузки катодных участках.

Для определения силы тока в 1-ой и 2-ой ветвях ошиновки следует определить токовую нагрузку по катодным стержням в каждой секции. Эта токовая нагрузка определяется из рассмотрения замкнутого контура между двумя соседними стержнями: «металл — катодная секция — пакет катодных спусков — участок катодных шин между соседними спусками — пакет катодных спусков — катодная секция» (см. рис. 2.6.).

На основании 2 — го закона Кирхгофа для замкнутого участка цепи из любых двух соседних стержней справедливо равенство:

(R _С + R _К + R_СП) + Rш = (R _С + R _К + R_СП) I_n+1, (33).

где R_с — полное сопротивление катодной секции, Ом;

R_к — суммарное сопротивление контактов «катодный стержень — спуск».

R_сп — сопротивление катодного спуска, Ом;

I_n — сила тока в катодном стержне с порядковым номером n, считая от начала ошиновки, А;

R_ш — сопротивление участка шинопровода между рассматриваемыми стержнями, Ом;

?I_n — полный ток на участке шинопровода между рассматриваемыми катодными стержнями, А;

I_n+1 — сила тока в катодном стержне с порядковым номером (n+1), А.

r_к.с— падение напряжения в подине (см электрический расчет электролизера), в;

rсп, rш — определяется по формуле:

(34).

где: p — удельное электросопротивление, омсм;

l — длина спуска, шины, см;

S — сечение спуска, шины, см².

После преобразования уравнения получается выражение:

(35).

а) R_с определяется исходя, из расчетного значения падения напряжения в катодном устройстве? U_n:

Ом (36).

б) По практическим данным? U_к в контакте «катодный стержень — спуск» = 0,005 В, ?U_к в контакте «спуск — шина» — 0,001 В. Тогда суммарное сопротивление контактов:

Ом.

в) Сопротивление алюминиевого катодного спуска длиной 100 см с учетом температурной зависимости удельного электросопротивления алюминия (p = 2,8 • (1+0,0038 t) • 10^-6, Ом • см) составит:

Ом г) Сопротивление катодной шины между соседними стержнями для участка шинопровода, состоящего из 3 шин сечением 60Ч630 мм.

Для каждого участка находим сопротивление катодной шины:

— для одношинного участка:

Ом.

— для двухшинного участка:

Ом Подставив найденные значения R_с, R_к, R_сп, R_2ш, и R_ш1,2 в уравнение, получим уравнения:

— для одношинного участка:

А.

— для двухшинного участка:

А На участке 1 катодной ошиновки подключено 7 катодных стержней. Задаваясь величиной силы тока в первом стержне (I₁), последовательно найдем значения сил тока в остальных катодных стержнях:

— для одношинного участка: