Обескремнивание алюминатного раствора

 

Содержание


Введение

1 Технико-экономическое обоснование производства продукции

1.1 Характеристика продукции

1.2 Обоснование мощности производства

1.3 Обоснование места размещения производства

2 Литературный обзор методов производства продукции

3 Описание технологии глиноземного производства в АО «Алюминий Казахстана»

4 Сущность процесса обескремнивания алюминатных растворов

5 Технологическая часть

5.1 Описание аппаратурно-технологической схемы узла обескремнивания алюминатного раствора

.2 Характеристика изменений внесенных в технологический процесс

6 Расчетная часть

6.1 Нормы технологического режима

6.2 Материальный баланс производства


Введение


Высокий темп роста новых производственных мощностей и интенсификация действующего глиноземного производства обуславливает развитие промышленности в нашей стране. Основными направлениями развития предусмотрено увеличение производства глинозема и выпуск собственного металлического алюминия.

В настоящее время алюминий и его сплавы по объемам производства и потребления занимают второе место после стали и одно из первых мест среди цветных металлов. В последние десятилетия производство алюминия развивается опережающими темпами.

В ряде областей промышленности и народного хозяйства алюминий успешно вытесняет традиционно применяемые металлы и сплавы. Развитие потребления алюминия обусловлено его свойствами, среди которых в первую очередь следует назвать высокую прочность в сочетании с малой плотностью, удовлетворительную коррозионную стойкость, хорошую способность к формоизменению путем литья, давления и разрезания; возможность соединения алюминиевых деталей в различных конструкциях с помощью сварки, пайки, склеивания и других способов; способность к нанесению защитных и декоративных покрытий. Основная масса алюминия идет на изготовление алюминиевых сплавов (дуралюмин, магналин, силумин и т.д.)

Алюминий широко применяется в авиационной промышленности, в электротехнической промышленности, автостроении, строительстве, химической и пищевой промышленности, производстве приборов широкого потребления и т.д. Алюминий - пластичный металл, поэтому из него изготавливают тонкую фольгу, используемую в производстве радиотехнических изделий и для упаковки товаров. Из алюминиевых сплавов производят многие предметы быта.

В настоящее время нет ни одной отрасли промышленности, где бы ни использовался алюминий.

Все это в сочетании с большими запасами алюминия в земной коре делает перспективы развития производства и потребления алюминия весьма широкими.

Выпускаемый сейчас алюминий производят методами разложения его окиси.

Производство глинозема - это сложный комплекс технических решений по производству окиси алюминия из различных алюминиевых руд. Производство включает в себя большое количество разнообразных технологических схем и процессов, использует широкий ассортимент самого разнообразного гидрометаллургического и пирометаллургического оборудования.

Глиноземное производство - это комплексное производство: из бокситов, кроме окиси алюминия, извлекают галлий, ванадий, железо и др.

Особенностью развития алюминиевой промышленности в нашей стране, в частности производства глинозема, является использование все в более широких масштабах высококремнистых видов сырья - бокситовых руд.

Глинозем из высококремнистого сырья получают по последовательному способу Байер-спекание. Одно из главных мест в производстве глинозема этим способом занимает передел выщелачивания шламовых спеков и дальнейшее обескремнивание образующегося здесь алюминатного раствора.

В настоящее время в промышленности накоплен большой опыт по обескремниванию алюминатного раствора различного состава.

Важной проблемой является усовершенствование и оптимизация данного процесса, освоение различных аппаратурно-технологических схем обескремнивания, обусловленное физико-химическими особенностями алюминатного раствора, разработка принципиально нового оборудования, обеспечивающего химически возможное максимальное извлечение кремнийсодержащих компонентов. [1]


1 Технико-экономическое обоснование производства продукции


.1 Характеристика продукции

глинозем обескремнивание алюминатный раствор

Товарной продукцией завода является глинозем. Это техническая окись алюминия, представляющая собой белый кристаллический порошок. Практически глинозем, выпускаемый заводом, состоит из двух форм безводного оксида алюминия: ?-Al2O3 (альфа-глинозем) и ?-Al2O3 (гамма-глинозем).

?-Al2O3 - форма наименее способная к химическим и физическим изменениям. По твердости занимает второе место после алмаза. Негигроскопичен, не растворяется в кислотах и щелочах. Удельный вес от 3,9 до 4,0 т/м3 .

?-Al2O3 - легко растворяется в кислотах и щелочах, гигроскопичен. Удельный вес 3,77 т/м3. Содержание ?-Al2O3 в товарном глиноземе составляет 30-35%.

По качественным показателям глинозем должен соответствовать техническим требованиям ГОСТ 6912-87 (таблица 1.1).


Таблица 1.1 - Технические требования на глинозем

МаркаСодержание примесей, не более: %Потери при прокалкеSiO2Fe2O3 TiO2+V2O5 Cr2O5+MnOZnOP2O5Na2O + + K2OГ-0000,020,010,010,010,0010,30,6Г-000,020,030,010,010,0020,41,2Г-00,030,050,020,020,0020,51,2Г-10,050,040,020,030,0020,41,2Г-20,080,050,020,030,0020,51,2ГСК-0,04---0,51,5

По внешнему виду глинозем должен быть однородным, белого цвета, без посторонних включений и комков. Розоватый или сероватый оттенок глинозема не является браковочным признаком.

Глинозем применяется в различных отраслях для производства: первичного алюминия, белого электрокорунда, высокоглиноземистых огнеупоров, электроизоляционных изделий, радиокерамики, изделий для электронной промышленности и др.

Завод выпускает в основном глинозем марки Г-00, Г-0, ГСК и поставляет его Новокузнецкому, Красноярскому, Саянскому, Братскому алюминиевым заводам, производящим из него первичный алюминий.

Глинозем обладает токсичными свойствами и согласно санитарным нормам ПДК пыли глинозема в воздухе составляет 2 мг/м3.

Перевозка глинозема потребителям осуществляется в специальных вагонах-цементовозах. [2]


1.2 Обоснование мощности производства


Павлодарский алюминиевый завод работает по способу Байер - спекание, который позволяет перерабатывать боксит с высоким содержанием железа и кремния, с наиболее полным извлечением глинозема.

Именно цех спекания доизвлекает ценные компоненты из такого продукта, который на других заводах выбрасывается в отвал, то есть на Павлодарском алюминиевом заводе используется комплексная переработка сырья с максимальным доизвлечением глинозема.

Павлодарский алюминиевый завод - первенец алюминиевой промышленности и флагман цветной металлургии Казахстана, введен в действие в 1964 году. На базе завода в 1996 году создано акционерное общество «Алюминий Казахстана». Офис и его головное предприятие расположены в Павлодаре, крупнейшем промышленном центре Казахстана.

АО «Алюминий Казахстана» - в числе десяти ведущих производителей глинозема в мире. Сегодня, чтобы оставаться на мировом рынке, необходимо производить конкурентоспособную продукцию, то есть работать стабильно и качественно. Это главная цель АО «Алюминий Казахстана».

АО «Алюминий Казахстана» состоит из пяти предприятий - структурных подразделений: Павлодарский алюминиевый завод, Торгайский и Краснооктябрьский бокситовые рудоуправления, известняковый рудник «Керегетас» и теплоэлектроцентраль ТЭЦ-1.

Входящие в состав акционерного общества предприятия составляют единый технологический комплекс, что позволяет добывать и перерабатывать минеральное сырье с наибольшим экономическим эффектом. Офис и его головное предприятие расположены в Павлодаре, крупнейшем промышленном центре Казахстана.

Основное направление деятельности: добыча и комплексная переработка бокситов с целью получения металлургического глинозема. Сопутствующее производство: металлический галлий и сернокислый алюминий.

Готовая продукция - глинозем - отправляется для переработки на алюминиевые заводы Российской Федерации. Завод выпускает в основном глинозем марки Г-00, Г-0, ГСК и поставляет его Новокузнецкому, Красноярскому, Саянскому, Братскому алюминиевым заводам, производящим из него первичный алюминий.

На сегодняшний день запущен первый в стране электролизный завод, что позволяет выпускать собственный металлический алюминий.

Сырьевой базой АО «Алюминий Казахстана» являются месторождения низкокачественных, высококремнистых бокситов Казахстана. Боксит добывают два подразделения АО «Алюминий Казахстана»: Торгайское и Краснооктябрьское бокситовые рудоуправления, расположенные в Костанайской области. Рудник «Керегетас», находящийся в Павлодарской области, ведет добычу известняка, используемого в производстве глинозема.

Краснооктябрьский рудник КБРУ (в его составе 12 месторождений, в том числе Красногорское, которое является самым крупным в Казахстане) и Торгайский рудник ТБРУ (в составе рудника восемь месторождений, из них наиболее крупные: Верхне-Ашутское и Нижне-Ашутское) расположены на расстоянии 1150 км от завода. Перевозка боксита производится железнодорожным транспортом в полувагонах. Производственная мощность КБРУ 2,5 млн. тонн в год, ТБРУ - 1,5 млн. тонн в год.

Кроме того, ТБРУ добывает и поставляет на металлургические заводы Российской Федерации огнеупорную глину.

Рудник «Керегетас» (месторождение считается одним из лучших в Казахстане) расположен в 120 км от завода. Транспортировка известняка производится железнодорожным транспортом в полувагонах. Производительная мощность «Керегетаса» - 2 млн. тонн известняка в год.

Сода кальцинированная поставляется на завод Ачинским глиноземным комбинатом железнодорожным транспортом в спецвагонах-цементовозах.

Уголь добывается на Шубаркольском разрезе и поставляется на завод железнодорожным транспортом в полувагонах.

Продукция теплоэлектроцентрали обеспечивает энергетические потребности АО «Алюминий Казахстана» и снабжает город Павлодар электроэнергией и теплом. Объем выпуска электроэнергии - 1,9 млрд. кВт/час, теплоэнергии - 5,2 млн. Гкал.

Сырье, добываемое на рудниках, поступает на Павлодарский алюминиевый завод. Здесь из него по последовательно-комбинированной схеме Байер-спекание производят глинозем. В производстве задействованы основные цехи завода: цех подготовки сырья, гидрометаллургический цех, цех спекания.

Производственная мощность завода 1500000 тонн глинозема в год. [2]


1.3 Обоснование места размещения производства


Павлодарский алюминиевый завод расположен в городе Павлодаре восточнее жилых районов города. Город Павлодар является административным центром области, расположен на правом берегу реки Иртыш. Завод граничит южной стороной с территорией ТЭЦ-1 и городскими землями, северной - с железнодорожной станцией Южная, с восточной стороны территория завода ограничена полосой отвода подъездного железнодорожного пути ТЭЦ, с западной стороны - городскими землями.

Завод запроектирован на принципах широкого кооперирования в строительстве и эксплуатации объектов общегородского хозяйства района города Павлодара, в части строительных баз, водоснабжения осуществляемого за счет естественных ресурсов реки Иртыш, канализации, железнодорожного и автомобильного транспорта, тепловых и электрических сетей, общегородских объектов культурно-бытового и коммунального назначения.

Основными факторами, определяющими месторасположение глиноземных производств, является близость к сырьевой и топливной базам, к источникам снабжения, возможность обеспечения значительным количеством воды.

Немаловажным фактором является обеспечение производства квалифицированными кадрами, т.е. людскими ресурсами (профессиональный технический лицей, колледж, высшие учебные заведения).

При строительстве завода необходимо учитывать «розу ветров», по которой в течение года только 3% ветров проходят через территорию завода в сторону города. Все остальные уходят во внеселитебную зону. Завод отделён от города санитарной зоной для предотвращения возможного попадания вредных выбросов на жилые районы и загрязнения окружающей среды.

Район предприятия относится к IV климатическому поясу. Климат характеризуется резкой континентальностью. Абсолютный максимум температур плюс 40оС, абсолютный минимум - минус 47оС. Преобладающие ветры юго-западных и юго-восточных направлений. Среднегодовая температура воздуха плюс 1,8оС. Максимальная скорость ветра до 35 м/с. Максимальная глубина промерзания грунта 2,2 метра.

Железнодорожная связь завода с общей сетью железных дорог осуществляется примыканием подъездного железнодорожного пути завода к станции МПС Южная, расположенной на расстоянии 1,1 км от северной границы завода.

С городом завод связан автомобильной дорогой и трамвайной линией. [2]


2 Литературный обзор методов производства продукции


Глинозем получают в промышленности различными способами в зависимости от состава и свойств исходного сырья.

К настоящему времени в мировой практике для производства глинозема используют бокситы, нефелины и алуниты. Более низкокачественное сырье: каолины, глины, аргиллиты, щелочные алюмосиликаты, золы углей, сланцы и др. предполагается использовать в ближайшей перспективе.

Для этих видов сырья разработаны технологические схемы, основанные на щелочных, кислотных и комбинированных кислотно-щелочных способах. В настоящее время практически весь глинозем получают щелочными способами, которые в свою очередь можно подразделить на гидрохимические, термические и комбинированные щелочные.

В промышленности применяют следующие щелочные способы получения глинозема:

а) способ Байера (гидрохимический способ) - применительно к высококачественным бокситам и алунитам;

б) способ спекания с известняком или с содой и известняком - применительно к низкокачественным (высококремнистым и высокожелезистым бокситам) и нефелиновым рудам;

в) комбинированный способ Байер-спекание в параллельном варианте;

г) комбинированный способ Байер-спекание в последовательном варианте.

а) Способ Байера является самым дешевым, отработанным и самым распространенным. Он основан на свойстве алюминатных растворов находиться в метастабильном состоянии при повышенных температурах и концентрациях и на самопроизвольном их разложении (гидролизе) с выделением в осадок гидроокиси алюминия при понижении температуры и концентрации. В основе способа лежат следующие основные реакции


Al2O3 · H2O + 2NaOH + (3 - ) ? 2NaAl(OH)4,(2.1)


NaAl(OH)4 ? Al(OH)3 + NaOH.(2.2)


Первая реакция протекает при выщелачивании боксита оборотным алюминатно-щелочным раствором. Содержащаяся в боксите одно- или трехводная окись алюминия переходит в определенных условиях (повышенные температура и концентрация) в раствор в виде алюмината натрия. Вторая реакция - реакция гидролиза с осаждением гидроокиси алюминия протекает при других условиях (пониженные температура и концентрация). Устойчивость алюминатных растворов против гидролиза при 95 - 100оС используют для отделения от него красного шлама (нерастворимых минералов исходного боксита и новообразований гидроалюмосиликатов натрия и кальция), после чего этот раствор охлаждают и переводят в неустойчивое состояние для осаждения гидроокиси алюминия.

Принципиальная технологическая схема получения глинозема из бокситов способом Байера приведена на рисунке 2.1.

Боксит перед выщелачиванием подвергают крупному дроблению на руднике и затем усреднению, среднему и мелкому дроблению и мокрому помолу - на металлургическом заводе. Твердый боксит дробят на заводе в две - три стадии, а рыхлый - в одну - две стадии.

Мокрый размол боксита осуществляют в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с классификаторами или гидроциклонами в среде концентрированного щелочного раствора.

Затем сырая пульпа поступает в приемную мешалку и выдерживается в течение 4-8 часов для усреднения и частичного обескремнивания.

После боксит выщелачивают, чтобы перевести окись алюминия в раствор. Выщелачивание в настоящее время осуществляется как непрерывный процесс в автоматизированных батареях последовательно соединенных автоклавов. Выщелачивание гиббситовых бокситов проводится при 95 - 105о С, бемитовых - при 150 - 200о С и диаспоровых - при 230 - 245о С.

Полученная в результате выщелачивания пульпа состоит из раствора алюмината натрия и нерастворимого остатка боксита - красного шлама. Ее разбавляют первой промывной водой от промывки красного шлама до концентрации Al2O3 120 - 150 г/л. Разбавление необходимо для завершения обескремнивания алюминатного раствора и снижения его вязкости

Метод и аппаратурная схема отделения и промывки красного шлама зависят от способа переработки боксита. В способе Байера чаще всего применяют метод отделения красного шлама от алюминатного раствора отстаиванием в системе сгустителей, применяя различные флокулянты, после чего промывают водой, до содержания в отвальной воде Na2O 1 - 2 г/л, и направляют в отвал, а промывные воды используют для разбавления пульпы.

Алюминатный раствор после отделения от красного шлама содержит 0,1 - 1,0 г/л твердой взвеси самых тонких фракций шлама. Такой раствор подвергают контрольной фильтрации, до содержания не более 0,05 г/л взвези, на листовых фильтрах типа Келли, ЛВ-130 или ЛВАЖ.

Чистый алюминатный раствор поступает на разложение (декомпозицию) охлажденным с 95 - 100 до 50 - 55о С. Процесс декомпозиции продолжается длительное время (50 - 60 ч) при непрерывном перемешивании алюминатного раствора в декомпозерах с механическим или воздушным перемешиванием в присутствии центров кристаллизации - затравки свежеосажденной гидроокиси алюминия.


Рисунок 2.1 - Принципиальная блок-схема способа Байера

Полученная в результате декомпозиции гидратная пульпа состоит из выпавшей в осадок гидроокиси алюминия и маточного щелочного раствора. Гидроокись алюминия отделяют от маточного раствора сгущением; часть полученной гидроокиси алюминия возвращают в виде затравки в следующие порции раствора, идущего на декомпозицию, остальную гидроокись после фильтрации и промывки прокаливают (кальцинируют) при 1200 - 1250о С. На большинстве заводов кальцинация глинозема осуществляется в трубчатых вращающихся печах, а охлаждение прокаленного глинозема - в барабанных холодильниках.

Для замыкания цикла Байера маточный раствор выпаривают до состава оборотного раствора концентрацией Na2O от 200 до 300 г/л. Для выпаривания может быть применен один аппарат или выпарная установка (батарея), работающие под разрежением. В практике глиноземного производства применяются выпарные аппараты пленочного испарения, с естественной и принудительной циркуляцией раствора, двухходовые.

Выделенную при упарке оборотного раствора рыжую соду, а также свежую соду подвергают каустификации известковым молоком с целью получения раствора каустической щелочи для компенсации потерь Na2O в способе Байера. Каустификация осуществляется непрерывно в системе из трех - пяти каустицеров (баки с мешалками).

Цель завершающего процесса - кальцинации гидроокиси алюминия - перевод гидроокиси алюминия в товарный глинозем посредством обжига ее при 1200-1250°С. Под действием высокой температуры гидроксид алюминия испытывает следующие превращения. При 110-120°С из гидроксида начинается удаление внешней влаги, при 200-250°С гиббсит теряет две молекулы кристаллизационной воды и превращается в бемит; при температуре около 500°С бемит превращается в безводный ?-Al2O3 и при температуре выше 850°С происходит превращение

?-Al2O3 в практически негигросконичцый ?-Al2O3. Все эти превращения идут с поглощением значительного количества тепла (эндотермический процесс), кроме превращения ?-Al2O3 в ?-Al2O3 (экзотермический процесс). Основное количество тепла затрачивается при нагревании материала до 500-600°С, когда происходит разложение гиббсита и испарение выделяющейся влаги.


(2.3)


Производство глинозема способом Байера в настоящее время характеризуется высокими технико-экономическими показателями. В настоящее время около 95% производимого в мире глинозема получают из бокситов способом Байера.

б) Способ спекания - наиболее дорогой, но более универсальный, и может применяться к любому высококремнистому алюминиевому сырью. Сущность способа спекания заключается в переводе кремния из сырья в малорастворимое в щелочных растворах соединение - ортосиликат кальция, а алюминия и железа - в алюминат и феррит натрия при обжиге алюминиевого сырья с содой и известняком.

Основной задачей способа является грамотное составление исходной для спекания шихты и ведение процесса спекания для получения в спеке хорошо растворимого алюмината натрия (калия) и гидролизуемого в водных растворах феррита натрия (калия), а также очень малорастворимого ортосиликата кальция.

Способ спекания включает следующие основные переделы:

) приготовление шихты (мокрой или сухой);

) спекание шихты;

) дробление и выщелачивание алюминатного спека;

) отделение промывку шлама;

) обескремнивание алюминатного раствора;

) карбонизацию раствора, отделение и промывку гидроокиси алюминия;

) упарку маточного содового раствора;

) обжиг известняка, гашение извести, каустификацию соды и получение раствора каустика,

) кальцинацию гидроокиси алюминия.

Принципиальная технологическая схема способа спекания приведена на рисунке 2.2.

Нефелины в отличие от бокситов содержат щелочь в достаточном или в близком к достаточному для спекания количестве. Поэтому нефелины спекают только с известняком. Недостающее количество щелочи вводится в шихту в виде оборотных промывных вод и содощелочного раствора.

В нефелиновом производстве нефелин и известняк размалывают раздельно, а затем домалывают вместе, это обусловлено большой разницей в твердости нефелина и известняка.

Подготовка шихты для спекания сводится к дроблению сырья, мокрому размолу его, смешению и корректировке шихты. Особое внимание обращается на тонину помола и тщательное смешение точно сдозированных компонентов шихты. Дробление боксита, известняка и нефелиновой руды ведут в несколько стадий (две - три) в щековых, конусных и молотковых дробилках. Мокрый размол осуществляют в трубных мельницах. Бокситы, как правило, измельчают вместе с известняком в содовом растворе.

После размола шихта закачивается в коррекционные бассейны (большие емкости с аэролифтным перемешиванием), где окончательно доводится до требуемого химического состава. Влажность шихты должна быть минимальной (27 - 29% для нефелиновой и 35 - 38% для бокситовой шихт).

Откорректированную шихту спекают: бокситовую при 1200 - 1250оС, нефелиновую - при 1250 - 1300оС. Для спекания применяют трубчатые вращающиеся печи длиной 50 - 100 м. Передел оборудован установкой для пылеулавливания, состоящей из циклонов, электрофильтров и мокрых скрубберов. Далее спек пересыпается в холодильник, где охлаждается до 100 - 150о С. В настоящее время для охлаждения глинозем содержащих спеков применяют в основном барабанные вращающиеся холодильники.


Рисунок 2.2 - Принципиальная блок-схема способа спекания

Охлажденный спек дробят до крупности 6 - 7 мм в короткоконусных дробилках, работающих в замкнутом цикле с грохотами и выщелачивают. Различают проточный и агитационный методы выщелачивания спека. Бокситовый спек обычно выщелачивают водой проточным методом в диффузорах, перколяторах и трубчатых выщелачивателях. На проточное выщелачивание должен поступать кусковой спек. Для выщелачивания мелких фракций бокситового спека применяют агитационный метод. Агитационное выщелачивание осуществляется в мельницах и мешалках.

Нефелиновый спек выщелачивают агитационным методом в мельницах. Применяется также двухстадийная схема выщелачивания с использованием на первой стадии трубчатых аппаратов и на второй стадии - мельниц.

Нерастворившаяся часть спека (шлам) идет в отвал, а алюминатный раствор - на обескремнивание. В способе Байера обескремнивание совмещается с операциями выщелачивания боксита, разбавления автоклавной пульпы и сгущения красного шлама, так как условия проведения этих операций (продолжительность, высокая температура, сравнительно низкая концентрация алюминатных растворов) благоприятны для обескремнивания. В способе спекания такие условия отсутствуют. Широко применяют двухстадийное обескремнивание. Для первой стадии могут быть применены автоклавы и мешалки, вторая стадия осуществляется только в мешалках. В последнее время применяют автоклавные батареи, работающие в так называемом режиме кипения с продолжительностью обескремнивания 2-2,5 ч при 150-170оС либо последовательно соединенные мешалки при атмосферном давлении с продолжительностью 4 - 5 ч при 95 - 100оС.

При переработке нефелиновых руд и концентратов алюминатный раствор требует глубокого обескремнивания продолжительностью 1,5 - 2 ч при 90 - 95оС.

Выделившийся при обескремнивании осадок (белый шлам) наряду с кремнеземом содержит глинозем и щелочь, поэтому его возвращают на приготовление шихты для спекания.

Из обескремненного раствора выделяют гидроокись алюминия. Для этого применяют карбонизацию - обработку раствора газами, содержащими СО2 10 - 14%, которая позволяет одновременно получить маточный содовый раствор. Карбонизация может быть осуществлена в одну или две стадии в цилиндрических или цилиндроконических карбонизаторах и может быть периодической и непрерывной. Температура раствора 70 - 80оС поддерживается за счет тепла газов.

Выпавшую в осадок гидроокись алюминия отделяют от содового раствора, промывают и кальцинируют.

Получающийся при карбонизации раствор содержит соду и должен быть возвращен в процесс. Для удаления из процесса избыточной воды маточный раствор предварительно упаривают.

Выпарка маточных растворов осуществляется в многокорпусных выпарных батареях обычно в две стадии: сначала без выделения соды в аппаратах с естественной циркуляцией, затем с выделением соды в аппаратах с принудительной циркуляцией или вынесенной зоной кипения.

Способ Байера и способ спекания имеют определенные недостатки, это - ограниченность применения, высокий расход дорогостоящей каустической щелочи и пара (способ Байера), большие материальные потоки, высокий расход топлива (способ спекания). Поэтому в СНГ в отличие от зарубежного производства высококачественные бокситы перерабатывают не чистым способом Байера, а комбинированным со способом спекания в параллельном варианте. В случае переработки высококремнистых бокситов с умеренным содержанием окиси железа (не более 17 - 18%) используют комбинированный способ Байер - спекание в последовательном варианте.

в) По схеме параллельного варианта комбинированного способа Байер- спекание основную часть боксита перерабатывают по способу Байера, а меньшую часть - по способу спекания. Обе ветви идут параллельно до получения алюминатного раствора, а затем обескремненный алюминатный раствор из ветви спекания смешивают с раствором ветви Байера, и смешанный раствор подвергают декомпозиции.

Моногидрат соды от выпарки маточного раствора (рыжую соду) вместо каустификации направляют в ветвь спекания, где вместе со свежей содой, используют для переработки новой порции боксита.

Основные достоинства такого варианта:

) возможность переработки на одном заводе высококремнистых и малокремнистых бокситов (первые - в ветви спекания, вторые - в байеровской ветви); для возмещения потерь Na2O мощность ветви спекания по глинозему составляет 10-15% от мощности завода;

) все потери едкой щелочи в цикле Байера возмещаются содой, которая каустифицируется при спекании с бокситом; так как едкая щелочь дороже соды, то возмещение потерь щелочи содой снижает себестоимость глинозема;

) ветвь спекания, кроме термической каустификации соды, дает дополнительное количество глинозема;

) моногидрат соды, выпадающий при упарке, поглощает много органических веществ, которые полностью выгорают в печи спекания, и алюминатные растворы ветви Байера очищаются от них.

Основные недостатки параллельного варианта - его сложность и повышенные затраты на передел спекания.

г) По схеме последовательного варианта богатый Al2O3 и Na2O красный шлам после безавтоклавного или автоклавного выщелачивания бокситов спекают в смеси с содой и известняком. Обескремненный алюминатный раствор от выщелачивания спека смешивают с разбавленным раствором процесса Байера для совместного разложения.

Последовательный вариант пригоден для переработки высококремнистых бокситов и имеет следующие достоинства:

)потери каустической щелочи возмещаются эквивалентным количеством соды;

) высокое суммарное извлечение глинозема из сырья;

) меньший поток шихты на спекание, чем при способе спекания боксита, так как большая часть глинозема из сырья извлекается в ветви Байера.

Вместе с тем этот вариант характеризуется большими капитальными затратами на одну тонну глинозема и может применяться только для бокситов с умеренным содержанием Fe2O3, так как высокое содержание окиси железа в красном шламе затрудняет и даже может сделать невозможным спекание шлама из-за легкоплавкости такой шихты. [1]

Из приведенных способов можно сделать вывод, что выбор способа и рациональной аппаратурно-технологической схемы переработки боксита и другого алюмосодержащего сырья зависит от многих факторов, основными из которых являются:

) кремневый модуль ?Si - отношение по массе Al2O3 к SiO2;

) содержание в сырье сульфидов, карбонатов и органических веществ;

) минералогический состав соединений алюминия и кремния;

) содержание окиси железа.

Разработка новых технологий переработки алюмосодержащего сырья позволяет существенно увеличить объемы производства глинозема.

Основным содержанием новых технологических решений должно стать обеспечение низких расходных значений потребления энергоресурсов и щелочных материалов, снижение эксплуатационных и трудовых затрат, полная автоматизация и компьютерное управление производством, минимизация инвестиционных затрат и полная утилизация отвальных шламов.


3 Описание технологии глиноземного производства в АО «Алюминий Казахстана»


На АО «Алюминий Казахстана» производство глинозема осуществляется по последовательной, комбинированной схеме Байер - спекание. Данный способ обусловлен химическим составом бокситов, поступаемых на переработку. Все глиноземное производство разбито на три основных цеха:

цех подготовки сырья (ЦПС);

гидрометаллургический цех (ГМЦ);

цех спекания (ЦС).

Принципиальная схема производства глинозема в АО «Алюминий Казахстана» представлена на рисунке 3.1

Цех подготовки сырья (ЦПС) осуществляет прием, дробление и усреднение боксита, известняка и угля, а также прием кальцинированной соды и выдачу перечисленных материалов в процесс.

Боксит, известняк и уголь, поступающие на завод выгружаются роторными вагоноопрокидывателями в приёмные бункера.

Для обеспечения выгрузки смерзшегося сырья, перед каждым вагоноопрокидывателем оборудованы оперативные тепляки с обогревом отработанными газами от турбореактивного двигателя.

Имеются также два стационарных тепляка: один на шестеадцать полувагонов, второй на десять.

Сырьё из бункеров системой ленточных конвейеров поступает в отделение среднего дробления, где дробится до заданной крупности 40¸100мм. Затем, системой ленточных конвейеров, подаётся в расходные склады.


Рисунок 3.1 - Принципиальная схема производства глинозема в АО «Алюминий Казахстана»

Примерно шестьдесят процентов поступающего боксита предварительно усредняется на шихтовальном дворе. Усреднение боксита на шихтовальном дворе производится в восьми штабелях, вместимостью 35 тыс. тонн каждый, путём послойной укладки рядами и последующего послойного разбора смеси бокситов по всему поперечному сечению штабеля, перпендикулярно уложенным слоям.

При нормальном технологическом режиме один отвалообразователь работает на закладку штабеля, а второй на выдачу в расходные склады.

Расходные склады состоят из семи одноэтажных зданий и предназначены для хранения и усреднения боксита, известняка и угля.

Усреднение сырья в расходных складах осуществляется при закладке штабелей передвижными реверсивными ленточными конвейерами. Поступающие партии сырья закладываются последовательно, горизонтальными слоями.

Дальнейшее усреднение происходит при выдаче сырья со склада роторным экскаватором, забирающим сырьё по всему поперечному сечению штабеля.

Выдача материалов в процесс из штабелей расходных складов производится роторными экскаваторами на ленточные конвейера, системой которых сырьё подаётся по назначению:

-боксит в бункер мокрого размола ГМЦ;

-известняк (чистый или в смеси с бокситом и углём) - в бункера участка подготовки шихты ЦС;

-уголь, служащий топливом в бункера пылеугольного отделения ЦС;

Для учёта количества поданного сырья на ведущих конвейерах установлены весы.

ГМЦ представляет собой Байеровскую ветвь последовательной схемы получения глинозема, состоящей из следующих операции:

размол боксита;

выщелачивание бокситовой пульпы;

сгущение и промывка красного шлама;

контрольная фильтрация алюминатного раствора;

фильтрация красного шлама;

декомпозиция;

обработка гидрата;

выпарка;

кальцинация товарного глинозема.

Боксит из ЦПС ленточными конвейерами распределяется по бункерам мельниц. Каждая мельница имеет собственный бункер, всего девять мельниц.

Из бункера боксит пластинчатым питателем вместе с оборотным раствором подается в стержневую мельницу, где дробится до определенной тонины.

Оборотный раствор с выпарки и декомпозиции поступает в баки оборотного раствора, откуда распределяется на мельницы. Дозировка оборотного раствора, управляемая АСУТП, обеспечивает получение каустического модуля вареной пульпы в заданных пределах.

Для удаления железистых песков из процесса на размоле установлен вертикальный аппарат.

Технологический процесс узла выщелачивания включает в себя следующие операции: варка сырой пульпы, разбавление вареной пульпы обескремнивания (выдержки разбавленной пульпы), дозировка коагулянта для улучшения осаждения процесса сгущения.

Процесс выщелачивания Al2O3 из первичных песков мельниц проходит по формуле выщелачивания


Al(OH)3+NaOH?NaAl(OH)4 (3.1)


В процессе выщелачивания пульпы должны соблюдаться следующие параметры по температурному режиму в мешалках выщелачивания - 107-110°С; время выщелачивания - 0,7-1,0 часа; ?к пульпы - 1,55-1,65.

Для способа Байера характерно совмещение процессов выщелачивания и обескремнивания. О полноте обескремнивания судят по кремневому модулю раствора. Чем выше кремневый модуль алюминатного раствора, тем выше глубина обескремнивания. Для более полного обескремнивания пульпа выдерживается в течение 5-7 часов. При неполном обескремнивании оксид кремния при разложении алюминатного раствора на декомпозиции выпадает в осадок вместе с гидроксидом алюминия и загрязняет его. Каждый процент SiO2 в боксите связывает 6,65 кг Na2O и 8,5 кг Al2O3 на 1т перерабатываемого боксита, отчего снижается извлечение глинозема и теряется щелочь. Поэтому по способу Байера, если он не комбинируется со спекательным, перерабатывать бокситы с большим содержанием кремнезема не целесообразно.

Разбавление вареной пульпы ведется для снижения вязкости раствора с целью улучшения работы узла сгущения красного шлама. При разбавлении вареной пульпы равновесное содержание кремния, перешедшего в процессе выщелачивания в раствор, смещается в сторону образования ГАСН, который выпадает в осадок, что приводит к очистке от кремния


2Na2SiO3 + 2NaAl(OH)4 ? Na2O·Al2O3·2SiO2·2H2O + 4NaOH(3.2)


Сырая пульпа из мешалок подается на выщелачивание. Выщелачивание боксита, разбавление выщелоченной пульпы и выдержка разбавленной пульпы (обескремнивание) производится в цепных мешалках, объединенных в нитки. В нитках мешалки расположены каскадом, что обеспечивает непрерывное перетекание пульпы самотеком. Выщелачивание ведется при атмосферном давлении, острым паром. Температура выщелачивания 105-107ºС.

Разбавление ведется до получения заданной концентрации жидкой фазы разбавленной пульпы. Кремневый модуль раствора после обескремнивания 360-420 единиц. Обескремнивание ведется примерно 3 часа в мешалках, статического положения нет.

Для улучшения работы сгущения в последние мешалки выщелачивания подается коагулянт


SiO2 + NaOH ? Na2SiO3 + H2O,(3.3)


Na2SiO3 + NaAl(OH)4 ? Na2OAl2O3·2SiO2·2H2O? + NaOH(3.4)


Осаждение красного шлама на переделах сгущения и промывки осуществляется в одноярусных сгустителях с различными диаметрами.

Слив сгустителей поступает в мешалки слива, откуда насосами подается на контрольную фильтрацию.

Сгущенный шлам из-под конуса сгустителей поступает на промывку. Система промывки противоточная, четырехкратная. Шлам подается в головной промыватель, горячая вода в хвостовой.

Шлам из-под конуса последних промывателей подается на ФКШ. Слив первых промывателей поступает на выщелачивание для разбавления вареной пульпы. Для улучшения качества сливов на сгустители и головные промыватели подается синтетический флокулянт Алклар-600, Сайтек.

Для контрольной фильтрации используются листовые вертикальные фильтры периодического действия, работающие под давлением типа ЛВАЖ-125 и ЛВАЖ-225.

Отфильтрованный алюминатный раствор из баков чистого фильтрата насосами откачивается на декомпозицию. Качество фильтрата оценивается по содержанию Fe2О3.

Фильтрация красного шлама производится на дисковых вакуум-фильтрах непрерывного действия ДУ-100, ДОО-100. Фильтрация красного шлама производится в три стадии:

-I стадия фильтруется шлам со сгущения;

-II стадия поступает шлам с первой стадии;

-III стадия поступает шлам со второй стадии и усреднённый шлам с хвостовых промывателей

Отфильтрованный шлам откачивается в шламовые бассейны цеха спекания.

Алюминатный раствор после контрольной фильтрации поступает на узел вакуум-охлаждения. Часть алюминатного раствора ветви Байера поступает в отдельную мешалку, откуда откачивается на первую батарею по схеме агломерации. Остальная часть алюминатного раствора ветви Байера смешивается с алюминатным раствором ветви спекания и подается в головной декомпозер узла декомпозиции номер один.

Охлаждение алюминатного раствора в вакуум-охладительной установке основано на удалении тепла с паром, образующимся при вскипании раствора под вакуумом.

На узле вакуум-охлаждения расположены вакуум-батареи, состоящие из самоиспарителей алюминатного раствора, расположенных каскадно. Кроме того, имеется десять самостоятельно работающих самоиспарителей.

Конденсация пара, полученного при испарении, осуществляется в барометрических конденсаторах подшламовой и оборотной водой. Оборотная вода после использования направляется в бассейны на охлаждение. Подшламовая вода откачивается насосами в цех спекания.

Охлажденный алюминатный раствор после вакуум-охлаждения поступает в головной декомпозер, где смешивается с затравкой. Часть алюминатного раствора подается на затравочную фильтрацию для репульпации затравочного гидрата.

Разложение алюминатного раствора происходит на узле декомпозиции. Выкручивание происходит за счет самопроизвольного разложения гидратной пульпы, с выделением в осадок гидроокиси алюминия в соответствии с формулой

NaAl(OH)4 Al(OH)3+NaOН (3.5)


На увеличение степени разложения оказывают влияние следующие факторы:

-время разложения;

-количество и качество затравки;

-каустический модуль алюминатного раствора и его концентрация;

-наличие примесей;

-температурный режим.

На участке имеются декомпозеры с механическим и воздушным перемешиванием гидратной пульпы. Транспортировка осуществляется при помощи сжатого воздуха.

Гидроксидная пульпа с хвостовых декомпозеров, поступает самотеком на гидросепараторы, где происходит классификация гидрата алюминия.

Для улучшения дисперсного состава продукционного гидроксида алюминия на участке внедрена и работает схема двухстадийной гидросепарации. По этой схеме пески гидросепараторов первой стадии фильтруются и направляются в качестве затравки на батарею номер семь, где происходит дополнительный рост кристаллов. Гидроксидная пульпа с хвостового декомпозера батареи номер семь классифицируется в гидросепараторах второй стадии и затем пески отправляются на продукционную фильтрацию. С целью дополнительного улучшения дисперсного состава продукционного гидроксида алюминия на участке проводятся работы по установке гидроциклонов.

Слив гидросепараторов первой и второй стадии поступает на сгущение.

Гидроксидная пульпа из-под конусов сгустителей направляется на затравочную фильтрацию, где фильтруется на барабанных фильтрах БОУ-40, репульпируется алюминатным раствором и откачивается в качестве затравки в головные декомпозеры. Фильтрат затравочных фильтров смешивается со сливом сгустителей и отправляется на контрольную фильтрацию.

Контрольная фильтрация маточного раствора осуществляется на фильтрах ЛВАЖ-125, ЛВАЖ-225. После контрольной фильтрации осветленный раствор откачивается на выпарку.

Конусный продукт гидросепараторов второй стадии направляется на продукционную фильтрацию, где происходит отмывание гидроксида алюминия от щелочи и его фильтрация. Для того, чтобы выдержать требования потребителей глинозема и сгладить колебания дисперсного состава, в качестве буфера используется склад гидроксида.

Участок выпарки предназначен для упаривания воды и вывода примесей, накапливающихся в растворах при переработке исходного сырья.

Выпарка должна обеспечить подачу оборотного раствора в голову процесса, с заданной концентрацией по Na2Oky.

Упаривание маточных растворов ведется в выпарных батареях, состоящих из последовательно соединенных выпарных аппаратов, обогреваемых паром с ТЭЦ и вторичным паром, образующимся при кипении растворов. Движение пара и раствора в батарее противоточное.

При упаривании растворов происходит выделение примесей в твердую фазу, с последующим выводом их из процесса.

Упаренный раствор крепких выпарных батарей подается в кристаллизатор, с целью укрупнения кристаллов твердой фазы, затем в сгуститель, где раствор отделяется от твердой фазы. Слив сгустителя самотеком поступает в бак оборотного раствора. Пульпа из-под конуса сгустителя фильтруется на барабанных фильтрах БОУ-20. Кек фильтров, представляющий собой смесь выделенных из растворов примесей (карбонатов, сульфатов, органики и т.д.) репульпируется оборотной водой (конденсатом) и откачивается на репульпацию красного шлама.

Участок кальцинации подразделение ГМЦ, в котором проходит завершающая стадия производства основного вида продукции завода - металлургического глинозема марки Г-00.

Прокалка гидроокиси алюминия является завершающей операцией в технологии производства глинозема. Она ведется с целью обезвоживания гидроокиси алюминия и получения безводного негигроскопичного глинозема.

Для протекания этой реакции - разрыва химических связей между молекулами воды и оксида алюминия - необходимо затратить определенную, достаточно большую энергию.

Практически это выражается в нагреве гидрата до высокой температуры и выдержке его при этой температуре определенное время.

В промышленных масштабах прокалка глинозема осуществляется в металлургических печах, источником энергии в которых является жидкое или газообразное топливо. Материал в процессе прокалки контактирует с раскаленными газами и поверхностями печи, нагреваясь от них. Таким образом, сжигание топлива происходит в одном пространстве с материалом, вследствие чего, к топливу также предъявляются определенные требования. Оно не должно загрязнять глинозем, должно позволить организацию стабильного и устойчивого горения, иметь высокую калорийность.

Прокалка глинозема на Павлодарском алюминиевом заводе осуществляется во вращающихся трубчатых печах, футерованных огнеупорным шамотным кирпичом. Процесс превращения гидрата в глинозем состоит из четырех основных этапов, которые характеризуются определенными изменениями химического состава и физического состояния материала. Печное пространство в свою очередь делится на четыре зоны, каждая из которых соответствует определенному этапу превращения материала. Четких границ между зонами по ряду причин (сложное движение материала, относительная нестабильность теплового режима, параметров и состава топлива и гидрата) не существует, но это деление позволяет легче понять процесс кальцинации.

Первая зона - зона сушки. Здесь удаляется внешняя (физическая) влага гидрата, а материал нагревается до температуры порядка 200-250°С. Отходящие газы имеют температуру порядка 200-250°С, а температура газов, поступающих в зону - до 600°С.

Вторая зона - зона кальцинации. В этой зоне из материала удаляется вся кристаллизационная (химическая) влага, а материал нагревается до температуры 900-950°С. При этом образуется глинозем ?-модификации (?-Al2O3) - обезвоженная, но гигроскопичная модификация глинозема. Температура отходящих газов порядка 600-700°С.

Третья зона - зона прокалки. В этой зоне происходит образование так называемой высокотемпературной формы ?-модификации глинозема, более устойчивой и менее гигроскопичной. Также в зоне прокалки (особенно в конце этой зоны - в районе горения мазутного факела) начинается активное образование ?-модификации глинозема (?-Al2O3) - наиболее устойчивой и негигроскопичной. Доля глинозема, перешедшего в зоне прокалки в ?-модификацию, зависит от времени нахождения его в этой зоне и от интенсивности теплового воздействия на материал раскаленных продуктов сгорания топлива. Температура глинозема на выходе из зоны прокалки около 1200°С, температура отходящих газов порядка 1300-1400°С.

Четвертая зона - зона охлаждения. В этой зоне глинозем, находясь уже за топливным факелом, охлаждается до температуры 800-900°С.

Материал интенсивно выносится из печи отходящими газами. Унос пыли составляет обычно от 100 до 200% от производительности печи, поэтому газы проходят через систему газоочистки (батарейные циклоны и электрофильтры). Уловленная пыль возвращается в печь. Прокаленный глинозем охлаждается в холодильниках воздухом и водой до температуры, пригодной для его дальнейшей транспортировки, и транспортируется к месту складирования и отгрузки потребителям.

Нагретый в холодильнике воздух подается в печь на горение топлива. Использование предварительно нагретого воздуха для сжигания мазута, а также тепла отходящих из печи газов для сушки гидрата, позволяет сократить удельный расход топлива и повысить производительность печи.

Продукционная гидроокись алюминия с узла фильтрации системой ленточных конвейеров подается в бункера печей. Влажность гидрата не более 10%.

Топливом для печей служит мазут, который подается в горячую головку печи из форсунки. Гидрат подается с холодной головки печи и движется на встречу горящему факелу.

Прокаленный глинозем из печи попадает в трубчатый теплообменник и охлаждается за счет прососа воздуха, орошение холодильника снаружи оборотной водой. Температура глинозема на выходе из холодильника должна быть не выше 200ºС. Охлажденный глинозем из холодильников поступает в бункера, из которых камерными насосами откачивается на склад глинозема.

Отходами производства на участке кальцинации являются отходящие печные газы, состоящие из продуктов сгорания мазута, водяного пара и мелких частиц материала (гидрата и глинозема). Содержание вредных веществ, таких как оксиды азота, оксид серы и запыленность строго нормируется экологическими службами завода и городскими.

Величину остаточной химической влаги характеризует такой параметр, как п.п.п. (потери при прокаливании). Название этого параметра происходит от способа его определения - проба глинозема прокаливается в стандартных условиях с определением массы пробы до и после прокалки. Разность масс пробы п.п.п., % (она появляется в результате удаления химической влаги), рассчитывают по формуле



где М1 и М2 - масса пробы до и после прокалки.

ЦС перерабатывает красный шлам ветви Байера и включает в себя переделы подготовки шихты, спекания, дробления спека и гидрохимической переработки спека. Разложение и последующая обработка растворов цеха спекания производится в гидрометаллургическом цехе.

Шихта для печей спекания составляется из красного шлама, оборотной соды, оборотного белого шлама, свежей кальцинированной соды, известняка и угля- восстановителя.

При необходимости в шихту вводится боксит.

Приготовленная шихта под давлением подается в печи спекания. Спекание производится в трубчатых вращающихся печах.

Шихта, по мере прохождения через печь, последовательно подвергается процессам сушки, кальцинации, спекания и частичного охлаждения. В зоне спекания материал нагревается до температуры ?1150¸1200°С. Топливом для печей спекания служит уголь (или мазут).

В результате физико-химических превращений и частичного оплавления шихты в печи, получается спек в соответствии с формулами.

Охлажденный спек дробится до определенной крупности и поступает на выщелачивание гидрохимического отделения.

Выщелачивание спека производится в трубчатом выщелачивателе. Выщелачивание проводится крепкой промводой, противотоком, при котором алюминат натрия переходит в раствор в соответсвии с формулой


Na2O·Al2O3+4H2O ? 2NaAl(OH)4 (3.10)


Слив трубчатых аппаратов поступает на узел автоклавного обескремнивания.

Полученный алюминатный раствор после обескремнивания поступает на сгущение и фильтрацию на фильтрах ЛВАЖ-125. Отфильтрованный раствор с содержанием Fе2О3 не более 0,018 г/л откачивается на декомпозицию. Разложение и последующая переработка растворов цеха спекания производится в гидрометаллургическом цехе.

4 Сущность процесса обескремнивания алюминатных растворов


При выщелачивании бокситов и глиноземсодержащих спеков наряду с алюминием и щелочью в раствор переходит кремний. В алюминатных растворах кремний существует в виде иона и алюмокремниевых комплексов, которые образуются по реакции



При прочих равных условиях в алюминатных растворах содержится тем больше кремнезема, чем выше в них концентрация алюмината натрия. Если такие растворы подвергать разложению без предварительной их очистки от кремнезема, то выделится гидроокись алюминия с высоким содержанием кремнезема, который является вредной примесью и допускается лишь в ограниченных количествах, определяемых ГОСТом. Поэтому алюминатные растворы перед разложением подвергают очистке от соединений кремния - обескремниванию. Сущность процесса обескремнивания заключается в связывании кремнезема раствора в малорастворимые соединения и отделение их от раствора. Содержание кремнезема в алюминатных растворах обычно характеризуется кремниевым модулем, равным отношению : (по массе).

В способе Байера обескремнивание совмещается с операциями выщелачивания боксита, разбавления автоклавной пульпы и сгущения красного шлама, так как условия проведения этих операций (продолжительность, высокая температура, сравнительно низкая концентрация разбавленных алюминатных растворов) благоприятны для обескремнивания. Кроме того, при декомпозиции в осадок выделяется примерно только половина содержащегося в растворе глинозема, в связи с чем, большая часть кремнезема остается в растворе.

В способе спекания такие условия отсутствуют, и для получения достаточно чистого глинозема необходима специальная операция обескремнивания. Требуемая степень обескремнивания определяется условиями проведения последующей операции - карбонизации, так как от глубины карбонизации зависит степень выделения кремнезема из растворов в осадок вместе с гидроксидом алюминия.

При получении глинозема способом спекания из бокситов алюминатный раствор при карбонизации разлагается не полностью,
в растворе после карбонизации остается Al2O3 3-5 г/л. В этих условиях обескремнивание раствора до кремневого модуля 400-500 обеспечивает получение глинозема марок Г-3 и Г-4. Для получения глинозема марок Г-1 и Г-2 необходимо глубокое обескремнивание алюминатного раствора - до кремневого модуля не менее 1000. Кремневый модуль раствора перед обескремниванием зависит от концентрации раствора и обычно не превышает 20-50.
Для очистки алюминатных растворов от соединения кремния практически используют два способа:

) обескремнивание с выделением в осадок соединений, значительно менее растворимых, чем ГАСН, с помощью различных химических добавок, в основном извести (способ применяется для получения растворов с высоким кремниевым модулем).

) обескремнивание с выделением в осадок гидроалюмосиликата натрия (ГАСН) (в промышленных условиях таким путем получают растворы, у которых кремниевый модуль обычно 250÷450).

Первый способ очистки состоит в нагревании алюминатного раствора вместе с небольшим количеством извести. Обескремнивание в присутствии извести идет с образованием соединения с очень незначительной растворимостью (гидрогранат), где m = 0,1-0,2 моля. Химизм взаимодействия извести с алюминатным раствором можно представить следующим образом


ЗСа (ОН)2 +2NaA1О2 +4H2O ? ЗСаО?Al2O3 ?6H2O +2NaOH


ЗCаО?Al2O3 ?6H2O +mNa2SiO3 ? 3CaO?Al2O3 ?mSiO2? (6-2m)H2O+

+2mNaOH+mH2O


С увеличением дозировки извести степень обескремнивания раствора увеличивается. Однако обескремнивание в присутствии извести связано со значительными потерями Al2O3, вызываемыми образованием гидрогранатов. Эти потери возрастают с увеличением концентрации SiO2 в исходном алюминатном растворе, одновременно возрастает и расход извести. Если коэффициент m в гидрогранате равен 0,2, то на каждый моль SiO2, переходящего при обескремнивании в осадок, теряется 5 молей Al2O3, в то время как в гидроалюмосиликате натрия каждый моль SiO2 связывает только 0,5 моля Al2O3 .

Для уменьшения потерь Al2O3 и расхода извести широко применяют двустадийное обескремнивание. На первой стадии из раствора выделяют основную часть кремнезема (не менее 90 %) в виде натриевого гидроалюмосиликата. Вторую стадию с целью глубокого обескремнивания раствора до кремневого модуля не менее 1000 проводят с добавкой извести.

Вторую стадию обескремнивания проводят при атмосферном давлении, температуре 90-95°С и интенсивном перемешивании.
Максимальная скорость обескремнивания наблюдается в течение первого-второго часов. Раствор, поступающий на вторую стадию обескремнивания, не должен содержать твердых частиц гидроалюмосиликата натрия (белого шлама), так как по мере осаждения кремнезема в виде гидрогранатов раствор становится ненасыщенным гидроалюмосиликатом натрия. Это приводит к растворению гидроалюмосиликата натрия и снижению кремневого модуля раствора.
Шлам первой стадии обескремнивания состоит в основном из натриевого гидроалюмосиликата. Так как, кроме кремнезема, шлам содержит глинозем и щелочь, то его возвращают на приготовление шихты. Шлам второй стадии обескремнивания содержит до 26-27 % Al2O3 и для регенерации из него оксида алюминия подвергается содовой обработке. Под действием содового раствора гидрогранаты разлагаются по реакции


ЗСаО · Al2O3 · mSiО2 · (6 - 2т) H2O + З Nа2СО3 + тH2O 2NaAlO2 +

+ m Na2SiO3 + 2 (2 - т) NaOH + ЗCаСО3 + 4H2O (4.4)


Оксид алюминия при этом переходит из шлама в раствор в виде алюмината натрия, одновременно происходит каустификация соды и превращение ее в NaOH. Полученный раствор используют для повышения каустического модуля при выщелачивании спека, а шлам, содержащий около 85% СаСО3, идет на приготовление шихты для спекания. Часть его может быть использована на второй стадии обескремнивания вместо извести. Содержание Al2O3 в шламе после регенерации 2-3 %. При производстве глинозема по комбинированным схемам Байер- спекание, где гидроокись алюминия из растворов извлекается при декомпозиции, кремниевый модуль раствора может ограничиваться значением 250 - 300 и нет необходимости в двухстадийном обескремнивании.

Второй способ. Алюминатный раствор подвергают продолжительному нагреванию при этом происходит связывание соединений кремния в малорастворимое соединение - гидроалюмосиликата натрия, который выпадает из раствора в осадок. Реакция образования ГАСН может быть представлена в виде




Образующийся осадок ГАСН имеет пространственную сетчатую структуру, состоящую из каркаса и пронизывающих его в определенном порядке полостей. Эти полости могут заполняться ионами, присутствующими в растворе, в частности , , , что приводит к изменению соотношения , , в формуле ГАСН. Обычно состав образующихся в производственных условиях осадков отвечает формуле . Количество химически связанной воды в осадке зависит от температуры его получения: с повышением температуры количество воды в осадке уменьшается. В зависимости от условий обескремнивания (температура, концентрации раствора и др.) образуются гидроалюмосиликаты натрия неодинаковой кристаллической структуры, чем можно объяснить различие их физических свойств, в частности разную способность растворяться в алюминатном растворе.

На рисунке 4.1 показано изменение содержания SiO2 в алюминатных растворах в зависимости от содержания Al2O3 и времени выстаивания при 70°С, Кривую АС можно считать равновесной, ниже ее (область I) растворы не насыщены кремнеземом и способны растворять его. В области II (между кривыми АС и АВ) растворы находятся в метастабильном состоянии. Из них медленно выделяется натриевый алюмосиликат; процесс ускоряется в приcутствии затравки. В области III находятся пересыщенные кремнеземом растворы, из которых избыток кремнезема мгновенно выпадает в осадок.


АВ - через 1-2 часа, АС - через 5-6 суток

Рисунок 4.1 - Изменение содержания SiO2 в алюминатных растворах при 70°С в зависимости от содержания Al2O3 и времени выстаивания


На рисунке 4.2 приведена кривая равновесной концентрации SiO2 в алюминатных растворах, на которой видно, что возможная степень обескремнивания зависит от концентрации раствора. Так, с повышением концентрации Al2O3 в растворе растворимость кремнезема в нем увеличивается и достигаемая степень обескремнивания понижается. С повышением концентрации каустической щелочи в растворе при постоянной концентрации Al2O3 глубина и скорость обескремнивания уменьшаются.

Обескремнивание ускоряется в присутствии твердых частиц гидроалюмосиликата натрия белого или красного шлама. Однако присутствующий в красном шламе ?-2CaO·SiO2 при обескремнивании разлагается, что сопровождается потерями Al2O3 и Na2O из-за связывания Al2O3 в гидроалюмосиликат натрия, выпадающий в осадок. Красный шлам попадает в алюминатный раствор при выщелачивании спека и находится в растворе в виде взвеси. Содержание этой взвеси в растворе должно быть минимальным.


Рисунок 4.2 - Кривая равновесной концентрации SiO2 в алюминатных растворах


Присутствие в алюминатных растворах соды и сульфата натрия способствует лучшему обескремниванию, что можно объяснить образованием более плотной и менее растворимой структуры гидроалюмосиликата натрия. Поташ оказывает отрицательное влияние на обескремнивание, так как гидроалюмосиликат калия обладает большей растворимостью по сравнению с гидроалюмосиликатом натрия. Начальная концентрация кремнезема в растворе практически не влияет на степень его обескремнивания.

В практике обескремнивания большое значение имеет время, затрачиваемое на очистку растворов: чем оно меньше, тем, следовательно, выше скорость обескремнивания растворов. Существенное влияние на этот фактор оказывает температура, скорость перемешивания, количество и удельная поверхность затравки, ее природа.

На заводах обескремнивание алюминатных растворов ведут при 140-170°С. Дальнейшее повышение температуры мало влияет на кинетику и глубину процесса обескремнивания и поэтому экономически нецелесообразно. Чем ниже температура, тем больше должно быть время обескремнивания. Наиболее интенсивно обескремнивание идет первые 2-3 ч, причем для достижения одного и того же кремниевого модуля для более концентрированных алюминатных растворов требуется более длительное время. В практических условиях обескремнивание при 150-170°С ведут в течение 2-3 ч, при дальнейшем увеличении времени выдержки при этой температуре мало повышается кремниевый модуль и требуется дополнительная аппаратура, что связано с большими капитальными затратами.

Показатели обескремнивания при данной температуре могут значительно изменятся от изменения скорости перемешивания: чем интенсивнее перемешивании, тем меньше времени требуется для обескремнивания. Имеется, однако, предел, выше которого увеличение интенсивности перемешивания не оказывает никакого влияния.

Поскольку процесс обескремнивания представляет собой по существу частный способ кристаллизации, введение затравки при обескремнивании значительно увеличивает скорость кристаллизации ГАСН. Вводимая затравка не должна вызывать дополнительных потерь , свыше стехиометрических количеств при связывании в ГАСН и не загрязнять алюминатные растворы примесями переходящими в конечный продукт - глинозем. Необходимая продолжительность процесса обескремнивания определяется формирование кристаллов ГАСН до таких размеров при которых они начинают выделятся из раствора это требует определенного промежутка времени. Скорость кристаллизации любого вещества определяется скорость возникновения центров кристаллизации и скорость их роста. Можно исскуственно ввести центры кристаллизации, тем самым увеличив скорость обескремнивания. [3; с.244]

Затравкой для обескремнивания может служить ранее выделенный алюмосиликат натрия, т.е. увеличив число центров кристаллизации в растворе, повышается скорость кристаллизации. Также затравкой могут служить мельчайшие частички шлама оставшиеся после выщелачивания спека в сливе с выщелачивателя.

Поэтому в настоящие время на ПАЗ-е в алюминатный раствор перед обескремниванием добавляют до 80-100г/л твердого ГАСН полученный после сгущения алюминатного раствора и обескремнивания.


5 Технологическая часть


.1 Описание аппаратурно-технологической схемы узла обескремнивания алюминатного раствора


Назначение узла обескремнивания - выделить из алюминатного раствора вредную примесь SiО2 и тем самым повысить кремневый модуль раствора со 100 до 450-480 единиц. Алюминатный раствор из мешалок обескремнивания направляется высоконапорными насосами в первые автоклавы батареи, в которых алюминатный раствор подогревается острым паром с ТЭЦ. Параметры греющего пара: давление - 12 атм, температура 2500С.

Автоклавная батарея состоит из восьми автоклавов, два из которых греющие, а шесть - реакционные, из сепаратора-самоиспорителя, буферного бака, полочного подогревателя и гидрозатвора.

Расход пара на батареи обескремнивания обусловлен заданной температурой обескремнивания, которая в первых автоклавах должна быть не ниже 140-1450С.

Из последнего автоклава раствор поступает в сепаратор-самоиспоритель где давление снижается до 0,7 атм. Раствор вскипает в сепараторе и отделяется от пара. Увлеченные паром капли раствора улавливаются ловушкой (инертным каплеотделителем). Ловушка располагается в верхней части сепаратора или над сепаратором. Сепараторный пар используется для подогрева раствора в мешалках перед обескремниванием и для подогрева горячей воды в гидрозатворе. Из сепаратора раствор поступает буферный бак, где давление снижается до атмосферного. Вторичный пар буферного бака используется в полочном подогревателе для подогрева подшламовой воды, которая из подогревателя поступает в гидрозатвор и далее самотеком в баки горячей воды.

Обескремненый раствор из буферных баков самотеком поступает в распределительную коробку сгустителя белого шлама. После обескремнивания кремниевый модуль должен быть не менее 450 единиц. Раствор находится в автоклавной батарее от 1,5-2,5 часов. [2]


.2 Характеристика изменений внесенных в технологический процесс


Используемая в настоящее время на павлодарском алюминиевом заводе схема автоклавного обескремнивания алюминатного раствора имеет существенный недостаток, заключающийся в разбавлении пульпы конденсатом вводимого пара, что влечет за собой увеличение удельного количества воды, подлежащего упариванию. Чем больше разница температур пульпы, поступающей в автоклав и выходящей из него, тем в большей мере происходит разбавление и тем сильнее сказывается его отрицательное влияние.

Чтобы устранить данный недостаток можно заменить используемые на заводе автоклавы на автоклавы с греющим змеевиком, что устранит нежелательное прямое взаимодействие пара с пульпой.

Данное предложение не может рассматриваться как решение задачи т.к. при устранении одного недостатка мы получаем ряд других. При таком способе нагревания пульпы имеет место зарастание внешней поверхности змеевиков значительным слоем накипи, что приводит к уменьшению коэффициента теплопроводности теплопередающей поверхности и к необходимости в частой чистке внешней поверхности змеевиков.

Пульпа, нагреваемая через теплопередающую поверхность обычно перемешивается мешалкой, сальники вала которой работают в тяжелых условиях и требуют частой смены уплотнения. Механическая мешалка, кроме того, усложняет конструкцию автоклава. В работе таких автоклавов возможны неполадки и частые простои.

Эффективным способом в решении проблемы разбавления пульпы может служить замена первого греющего автоклава батареи на теплообменный аппарат. Замена лишь одного автоклава объясняется необходимостью перемешивания пульпы. В данном случае будет уменьшен расход свежего пара высоких параметров, т.к. теплообменник можно обогревать паром сепарации, что повлечет за собой значительную экономическую выгоду.

При такой организации процесса главный недостаток, вытекающий из нагревания и перемешивания пульпы острым паром - разбавление конденсатом пара, будет уменьшен ровно вполовину.

Наиболее подходящим для данного процесса является кожухотрубный двухходовый теплообменник с плавающей головкой. Подогреваемая пульпа будет двигаться по трубкам, а греющий пар - в межтрубном пространстве. Такой теплообменник легко поддается разборке и чистке. Для ведения непрерывного процесса имеет смысл предусмотреть стопроцентный резерв теплообменников. Этот вид теплообменников наиболее часто применяется в глиноземном производстве. [1, 129]

Технологическая схема с модернизацией блока автоклавных батарей будет иметь следующий вид. Алюминатный раствор из мешалок обескремнивания насосом подается в двухходовый теплообменник каждой батареи, где нагревается смесью пара сепарации и острого свежего пара до 130°С. Далее алюминатный раствор поступает в греющий автоклав, обогреваемый лишь острым паром, перемешивается, нагревается до 170°С и, пройдя последовательно шесть реакционных автоклавов, поступает в сепаратор. Сепараторный пар используется для подогрева раствора в мешалках обескремнивания и воды. Из сепаратора раствор поступает в буферный бак, откуда самотеком направляется в сгустители белого шлама. Вторичный пар из буферного бака, как и в схеме применяемой на заводе, используется в полочных подогревателях для подогрева подшламовой воды, которая из подогревателя поступает в гидрозатвор и далее самотеком в баки горячей воды.


6 Расчетная часть


.1 Нормы технологического режима


В процессе обескремнивания алюминатного раствора должны соблюдаться определенные нормы, обеспечивающие безопасное его ведение, а также способствующие получению необходимой степени обескремнивания.

1) Химический состав боксита, %: Al2O3 = 42,49; Fe2O3 = 19,2; SiO2 = 10,8;

CaO = 0,9; CO2 = 1,9; W = 16,2; акр = 3,93; п.п.п = 24; прочие = 0,71.

) Химический состав известняка, %: SiO2 = 0,8; CaO = 54,7; CO2 = 42,98; прочие = 0,52; W = 1,11.

) Химический состав кальцинированной соды, %: Na2CO3+K2CO3 = 96,1;

W = 1,0; прочие = 2,9.

) Химический состав твердой фазы алюминатного раствора до обескремнивания, гр/л: Al2O3 = 99,9; Na2Ok = 93,2; SiO2 = 0,98; H2O = 1006; акр = 111; плотность = 1200; ак = 1,53.

) Разбавление алюминатного раствора ветви спекания при обескремнивании 2,38%.

) Химический состав оборотного раствора, гр/л,: Al2O3 = 122,95; Na2Ok = 219; Na2Oy = 24,2; СО2 = 17,7; H2O = 1066,15; плотность = 450; ак = 2,93.

) С оборотной содой увлекается оборотного раствора в количестве 25% от массы влажной соды.

) Топливом для печей спекания служит Шубаркольский уголь с содержанием золы 5,8%. Состав золы, %: Al2O3 = 22,6; Fe2O3 = 9,4; SiO2 = 50,5; CaO = 3,1; W = 14; прочие = 6,7.

) Влага шихты спекания -38,7%.

10) Дозировка компонентов шихты спекания аизв=1071? СаО/SiO2 = 2; дозировка Na2O в соде на Al2O3 в шихте, ащел= 1,645 ? Na2O/Al2O3 = 1,37.

) Выход Al2O3 в обескремненом алюминатном растворе ветви спекания составляют 72,9%.

12) Влага отвального шлама ветви спекания равна 60%.

) Химический состав алюминатного раствора ветви спекания после обескремнивания и подщелачивания, гр/л: Al2O3 = 98,8; Na2Ok = 90,98; SiO2 = 0,21; H2O = 1010,01; акр =4 70,48; плотность 1200.

) Влага кека красного шлама равна 43%, влага красного шлама на спекании равна 52,5%(шлам репульпирован содовым раствором).

) Белый шлам с конуса сгустителей содержит 600гр/л твердого, плотность твердой фазы 2500 кг/м3.

16) Химический состав оборотного раствора с содоотстойника, гр/л:

Al2O3 = 125; Na2Ok = 121; Na2Oy = 24,5; СО2 = 17,39.

) СО2 поглощаемый из атмосферы воздуха 2,5кг на тонну глинозёма.

) Потери Al2O3 в обеих ветвях составит 109,72кг.

) Безвозвратные потери Al2O3 в ветви Байера:

транспортировка и дробление -2,85кг;

при размоле боксита -6,37кг;

с железистыми песками -17,47кг;

при кальцинации -9,44кг.

) Количество красного шлама поступаемого на спекание -1422,01кг:

состав, кг: Al2O3 = 363,59; Na2Ok = 231,2; Fe2O3 = 440,06; SiO2 = 269,68; CaO = 18,39; п.п.п = 83,78; прочие = 15,31.

) Состав пром. воды увлекаемой кеком, кг: Al2O3 = 17,5; Na2Ok = 5,09;

Na2Oy = 0,8; СО2 = 0,57; H2O = 1072,74.

) СО2 поступающий с бокситом -48,9кг.

) Потери Na2O по заводу равны 78кг на тонну глинозёма.

) Товарный глинозём содержит, % : Al2O3 = 98,78; Na2O = 0,37; п.п.п = 0,81; прочие = 0,04.

) Потери воды во время технологического процесса:

во время спекания шихты 1818,68кг;

при кальцинации 622,04кг.

26) Суммарный товарный выход Al2O3 составляет 90%.


.2 Материальный баланс производства


Расчеты материальных потоков, т.е. составление материальных балансов ведется на одну тонну получаемого глинозема.

Расчет боксита вводимого в процесс.

Общий товарный выход Al2O3 равен 90% (пункт 6.1, 26), следовательно для получения 1 тоны глинозёма необходимо подать в процесс боксита

987,8/(0,4249?0,9) =2583 кг

Который содержит Al2O3

2583?0,4249 = 1097,52 кг,

где 987,8 - содержание Al2O3 в 1 тонне глинозёма, кг;

0,4249 - содержание Al2O3 в глинозёме, кг (пункт 6.1,1).

Расчет потерь во время технологического процесса.

) Потери воды составят

=1818,68+622,04=2440,72 кг,

где 1818,68 - потери воды во время спекания шихты, кг (пункт 6.1,25);

,04 - потери воды при кальцинации, кг (пункт 6.1,25).

Кроме того потери воды происходят за счет испарения растворов и выброса паров через вытяжные трубы, так же при охлаждении и испарении воды на шламовом поле, поэтому рассчитанные потери на спекание и кальцинации увеличить в 1,5 раза, тогда необходимо ввести в процесс свежей воды

=2440,72?1,5=3661,08кг.

) Расчет потерь Al2O3 и Na2O в ветви спекания.


Таблица 6.1 - Потери Al2O3 и Na2O в ветви спекания.

Статьи потерьAl2O3Na2O, кг (пропорционально)% от суммы потерькгПри размоле шихты0,61,631,73При спекании и дроблении1,313,553,76При выщелачивании24,4566,3970,37При промывке шлама0,451,221,29При обескремнивании0,290,80,85Итого27,173,5978

Процент потерь Al2O3 составит (пункт 6.1, 11)

-72,9=27,1 %

Сумма потерь Al2O3 равна 109,72 (пункт 6.1, 18), а на спекании теряется (завычетом безвозвратных потерь ветви Байера)

,72-2,85-6,37-17,47-9,44=73,59 кг,

где 2,85; 6,37; 17; 47; 9,44 - безвозвратные потери в ветви Байера (пункт 6.1, 19)

Потери Al2O3 при размоле шихты составят

73,59?0,6/27,1=1,63 кг.

Остальные статьи потерь рассчитываются аналогично.

Потери Na2O по заводу в сумме составляют 78 кг на тонну глинозёма (пункт 6.1, 23) по статьям рассчитывают пропорционально потерям Na2O на 1кг Al2O3.

Потери при размоле шихты

78?1,63/73,59=1,73кг.

Остальные статьи потерь рассчитываются аналогично.

Расчет шихты спекания и ее компонентов.

1) Расчет количества жидкой фазы, увлекаемой красным шламом, подаваемым на спекание.

Поступает красный шлам из ветви Байера, состав которого дан в нормах технологического режима пункт 20. Он поступает на спекание с влагой равной 52,5%, которая складывается из влаги кека - 43%, представляющую собой промывную воду и оборотную воду, восстанавливающую 52,5-43=9,5%. Тогда количество воды передаваемая на спекание красного шлама составит

1422,01?0,525/0,475=1571,7 кг,

где 1422,01 - количество красного шлама, кг;

,525 - доля жидкого в красном шламе;

,475 - доля твердого от красного шлама, передаваемого на спекание.

%-52,5% = 47,5%

) Расчет количества «рыжей» соды и ее компонентов.

На спекание поступает оборотная сода, выделяющаяся при выпаривании

маточного раствора. В составе рыжей соды будет содержаться СО2, поступающая из боксита и СО2, поглощаемая из воздуха, сумма которых составит

48,9+2,5=51,4,

где 48,9 - количество СО2, поступившее с бокситом (пункт 6.1, 22),

которую для баланса надо вывести из раствора, кг;

2,5 - количество СО2, поглощаемой из воздуха в результате контакта

его с растворами при выщелачивании и декомпозиции и т.д., кг

(пункт 6.1, 17).

Это количество СО2 связывается в моногидрат соды, Na2O

=51,4?62/44 = 72,43 кг,

где 62 - молекулярный вес Na2O;

- молекулярный вес CO2.

Масса Na2CO3

=51,4+72,43=123,83 кг

Масса воды

=123,83?18/106=21,03 кг,

где 18; 106 - соответственно молекулярный вес Н2О и Na2CO3?H2O.

Тогда масса моногидрата соды Na2CO3?H2O составит

=123,83+21,03 =144,86 кг,

где 123,83 - масса Na2CO3 , кг;

21,03 - масса воды, кг.

) Расчет количества жидкой фазы и ее компонентов, увлекаемой «рыжей» содой. 144,86 кг «рыжей соды» увлекается 25% оборотного раствора от массы влажного моногидрата соды, т.е.

,86?25/75 = 48,29 кг или

,29/0,45=107,3 м3,

где 450 - плотность оборотного раствора, кг/м3 (пункт 6.1, 6)

Тогда используя данные пункта 6.1,16 о химическом составе оборотного раствора с содоотстойника рассчитаем состав жидкой фазы «рыжей соды»

107,3?125/1000=13,4 кг,

=107,3?121/1000=12,98 кг,

=107,3?24,5/1000=2,63 кг,

=107,3?17,39/1000=1,87 кг,

=48,29-(13,4+12,98+2,63+1,87)=17,41 кг,

где 48,29 - количество жидкой фазы, кг.

) Расчет количества и компонентов, содержащихся в белом шламе. На спекание поступает белый шлам после обескремнивания алюминатного раствора и его сгущения.

При выщелачивании спека в раствор перейдет А12О3

363,59+17,5-73,59 = 307,5кг,

где 363,59 и 17,5 - содержание А12О3 в красном шламе в твердой и

жидкой фазах, кг (пункт 6.1, 20 и 21);

,59- сумма потерь AI2O3 , которая указана в таблице 6.1.

Укрупненный расчет выхода белого шлама. При кремневом модуле алюминатного раствора до обескремнивания

ак=99,9/0,98 = 101,94.

Содержание SiO2 в алюминатном растворе

307,5/101,94 = 3,02кг,

где 307,5 - AI2O3 перешедшего в раствор из красного шлама, кг.

Для простоты расчета принимаем, что весь кремнезем при обескремнивании раствора выделяется в осадок в виде ГАСН, до ак в алюминатном растворе после обескремнивания, который равен

ак = 98,8/0,21 =470,48

Определим количественный состав белого шлама

=3,02 кг,

3,02?102/120=2,57 кг,

=3,02?62/120=1,84 кг,

3,02?36/120=0,91 кг,

где 102; 62; 36; 120 - соответственно молекулярный вес AI2O3; 2SiO2;

Na2O; 2H2O.

Итого количество белого шлама будет составлять

=3,02+2,57+1,84+0,91=8,34 кг,

Расчет жидкой фазы, увлекаемой белым шламом. В сгущенном белом шламе из конуса сгустителя содержится 600г/л твердого, (пункт 6.1, 15), тогда объём жидкой фазы белого шлама будет равен

-600/2500=0,76 л

где 2500 - плотность твердой фазы, кг/м3

Или жидкая фаза составит

0,76?1200=912 г,

где 1200 - плотность алюминатного раствора после обескремнивания

(пункт 6.1, 13).

Таким образом на каждую единицу твердой фазы приходится жидкой фазы или

Ж/Т = 912/600 = 1,52.

Следовательно, с белым шламом поступает жидкой фазы (алюминатного раствора)

,34?1,52=12,7кг,

где 8,34 - количество твердого в белом шламе, который содержит

12,7?98,8/1200=1,05 кг,

=12,7?90,98/1200=0,96 кг,

=12,7-1,05-0,96=10,69 кг,

где 98,8; 90,98 - содержание соответственно AI2O3 и Na2O в

алюминатном растворе после обескремнивания.

) Расчет необходимого количества известняка, дозируемого в шихту. Расчет дозировки известняка сводится к расчету необходимого количества CaO для образования двухкальцевого силиката (2CaO.SiO2).

В шихте, поступающей на спекание, содержится SiO2

=269,68+3,02+13,55=286,25 кг,

где 269,68 - содержание SiО2 в красном шламе, кг (пункт 6.1, 20);

3,02 - содержание SiO2 в твердой фазе белого шлама, кг;

13,55 - содержание SiО2 в золе угля вводимого в качестве

восстановителя Fe = 70 кг и 460 кг угля, применяемого в

качестве топлива который рассчитывается следующим образом

(460?5,8/100) ? (50,5/100)=13,47 кг,

где 5,8- золы в топочном угле, %;

,5 - содержание SiO2 в золе топочного угля, % (пункт 6.1, 8).

Зола кокса восстановителя содержит SiO2

(70?5/100) ? (2,35/100)=0,08 кг,

где 2,35- SiO2 в золе угля, %;

- процент золы в коксе, % (пункт 6.1, 8).

Или сумма SiO2 в золе угля будет равна

=13,47+0,08=13,55 кг.

При отношении в шихте CaO:SiO2=2:1 на связывание 286,25кг SiO2 потребуется CaO

=286,25?112/60=534,33 кг,

где 112 - молекулярный вес 2CaO;

60 - молекулярный вес SiO2.

В этом количестве СаО содержится: СаО, поступающий с красным шламом в количестве 18,39 и с золой угля

(460?5,8?3,1/100)+(70?5?4,2/100)=0,98,

где 3,1 - CaO в золе топочного угля, %;

,8 - процент золы топочного угля, %;

,2 - СаО в коксе, %;

5 - процент золы в коксе, %.

Тогда необходимо подать в шихту с известняком СаО

=534,33-18,39-0,98=514,96 кг

или количество известняка будет равно

= 514,96/(0,547-0,015)=967,97 кг,

где 0,547 - содержание СаО в одном кг известняка, кг (пункт 6.1,2);

0,015 - количество СаО, связанного с SiO2 известняка в 2СаО?SiO2,

которое рассчитывается следующим образом

=(0,8/100) ? (112/60)=0,015 кг,

где 0,8- содержание SiO2 в известняке, % (пункт 6.1, 2);

и 60 - молярная масса 2 молекул СаО и 1 молекулы SiO2.

Расчет компонентов, содержащихся в извести с учетом пункта 6.1, 2

=967,97?42,98/100 = 416,03 кг,

=967,97?0,8/100 = 7,74 кг,

=967,97?54,7/100 = 529,48 кг,

=967,97?0,52/100 = 5,03 кг,

967,97-(416,03+7,74+5,03+529,48) = 9,69 кг

Расчет влаги в коксе восстановителя железа. В качестве восстановителя железа вводится 70 кг кокса содержащего какое-то количество влаги, которое составляет

70?5/100=3,5 кг,

где 5 - H2O содержащиеся в восстановителе железа, % (пункт 6.1, 8).

Следовательно, масса коксового угля восстановителя будет равна

-3,5 = 66,5 кг.

Расчет компонентов золы угля восстановителя и топочного угля.

Количество золы в топочном угле

?5,8/100=26,68 кг.

Количество золы в восстановителе будет равно

?5/100=3,5 кг,

где 5,85 и 5 - соответственно количество золы в топочном угле и в

восстановителе железа, %.

Зола угля содержит

3,5 кг,

(26,68?22,6/100) + (3,5?1,7/100)=6,08 кг,

(26,68?50,5/100) + (3,5?2,35/100)=13,48 кг,

(26,68?9,4/100) + (3,5?9,2/100)=2,82 кг,

= (26,68?3,1/100) + (3,5?4,2/100)=0,97кг,

=26,68+3,5-(6,08+3,5+13,48+2,82+0,97)=3,33 кг,

где 22,6; 1,7; 50,5; 2,35; и т.д.- содержание AI2O3; SiO2; CaO; Fe2O3 в

топочном угле и в восстановителе железа

(пункт 6.1, 8).

Количество золы

=6,08+3,5+13,48+2,82+0,97+3,3=30,18 кг

Расчет потерь при размоле шихты. Потери Al2O3 = 1,63 и NaO = 1,73кг, которые рассчитаны в таблице 6.1; остальные компоненты рассчитываем пропорционально доле Al2O3 в потерях к Al2O3 содержащегося в красном шламе поступающим на спекание (пункт 6.1, 20).

1,63?440,06/363,59=1,97 кг,

1,63?269,68/363,59=1,21 кг,

=1,63?18,39/363,59=0,08 кг,

=1,63?83,78/363,59 = 0,38 кг,

=1,63?15,31/363,59=0,07 кг

,97+1,21+0,08+0,38=7,07кг.

Расчет дозировки боксита в шихту спекания. В среднем боксит дозируется из расчета 2 вагона боксита на 13 вагонов известняка

?100/15=13,34%.

Тогда количество вводимого боксита в шихту, из расчета на 1 тонну глинозема составит

,97?13,34/100=129,13 кг,

где 967,97 - количество вводимого известняка, кг.

Расчет компонентов в водимом боксите при учете, что 42,49; 19,2; 10,8; 0,9; 1,9; 24; 16,2 - процент содержания Al2O3, Fe2O3, SiO2, CaO, H2O, п.п.п, прочие в боксите (пункт 6.1, 1)

129,13?42,49/100=54,87 кг,

129,13?19,2/100=24,79 кг,

=129,13?10,8/100=13,95 кг,

=129,13?0,9/100=1,16 кг,

=129,13?1,9/100=2,45 кг,

=129,13?24/100=30,99 кг,

129,13?16,2/100=20,92 кг,

=129,13-(54,87+24,79+13,95+1,16+2,45+3,99)=0,92 кг.

Всего

,87+24,79+13,95+1,16+2,45+3,99+0,92=150,05 кг.

) Уточненный расчет известняка. Количество введенного SiO2 с учетом СаО содержащегося в боксите составит

=286,25+13,95-(1,16?60/112)=299,58 кг,

где 286,25 - SiO2 содержащейся в шихте, кг;

,95 и 1,16 - SiO2 и СаО введенном боксите, кг;

60 и 112 - молекулярный вес SiO2 и 2СаО.

На это количество SiO2 надо дозировать СаО известняка

=299,58?112/60=559,43 кг.

Тогда за вычетом СаО вводимого с красным шламом равного 18,39 кг (пункт 6.1, 20) и с золой угля равного 0,98 кг необходимо ввести СаО

=559,43-18,39-0,98=540,06 кг

или количество вводимого известняка составит

=540,06/(0,547-0,015)=1015,15 кг.

Расчет компонентов уточненного количества известняка

= 1015,15?54,7/100=555,29 кг,

= 1015,15?42,98/100=436,31 кг,

1015,15?0,8/100=8,12 кг,

=1015,15?0,52/100=5,28 кг,

(555,29+436,31+8,12+5,28)-1005=10,15 кг.

Всего известняка

= 555,29+436,31+8,12+5,28+10,15=1015,15 кг,

где 42,98; 54,7; 0,8; 0,52 - содержание в известняке CO2; SiO2; CaO;

прочие (пункт 6.1, 2).

7) Расчет дозировки свежей соды. Расчет дозировки свежей соды производится из расчета

ащел.=(Na2O/Al2O3)?1,645=1,37.

Количество Al2O3 вводимого в шихту равно

363,59+17,5+13,4+2,57+1,05+6,08+54,87=459,06 кг,

где 363,59 - содержание Al2O3 в твердой фазе красного шлама, кг (пункт

.1, 20);

17,5- содержание Al2O3 в жидкой фазе увлекаемой красным шламом, кг;

,4- содержание Al2O3 в жидкой фазе увлекаемой рыжей содой, кг;

,57- содержание Al2O3 в твердой фазе белого шлама, кг;

,05- содержание Al2O3 в жидкой фазе белого шлама, кг;

,08- Al2O3 вводимого с золой угля, кг;

,87- Al2O3 вводимого с бокситом, кг.

Расчет количества Na2O введенного с компонентами шихты без учета свежей соды

231,2+5,09+0,8+72,43+12,98+2,63+1,84+0,96=327,93 кг,

где 231,2- содержание Na2O введенного с красным шламом (пункт 6.1,20);

5,09 и 0,8 - Na2Oк и Na2Oу введенного с жидкой фазой красного

шлама, кг (пункт 6.1, 21);

,43 - Na2O введенного с рыжей содой, кг;

,98 и 2,63 - Na2Oк и Na2Oу введенного с жидкой фазой рыжей содой,

кг;

,84- содержание Na2O в твердой фазе белого шлама, кг;

0,96 - содержание Na2Oк в жидкой фазе белого шлама, кг.

Расчет дозировки свежей соды (в Na2Oк)

1,37= (Na2O/459,06)?1,65,

= 459,06?1,37/1,645=382,32 кг.

Необходимо ввести в свежую соду Na2О

= 382,32-327,93=54,67кг,

где 459,06 - содержание Al2O3 в введенной шихте, кг;

327,93 - содержание Na2О в введенной шихте.

Тогда количество натуральной соды составит

= (54,39?106/62)/(96,1/100)=96,76 кг

В которой содержится Na2CO3

= 54,39?106/62=92,99 кг,

где 96 - содержание Na2CO3 на Н2О в товарной соде, % (пункт 6.1, 3);

и 62- молекулярный вес Na2CO3?H2O и Na2O.

Расчет компонентов свежей соды

= 92,99?44/106=38,6 кг,

= 92,99-38,6=54,39 кг,

= 96,76?1/100=0,97 кг,

= 96,76-(38,6+54,39+0,97) =2,8 кг.

где 1 - содержание Н2О в соде, % (пункт 6.1, 3);

и 106 - молекулярный вес СО2 и Na2CO3?H2O.

На основании проведенных расчетов составляем материальный баланс шихты спекания, полученные данные заносим в таблицу 6.2.


Содержание Введение 1 Технико-экономическое обоснование производства продукции 1.1 Характеристика продукции 1.2 Обоснование мощности производств

Больше работ по теме:

КОНТАКТНЫЙ EMAIL: [email protected]

Скачать реферат © 2018 | Пользовательское соглашение

Скачать      Реферат

ПРОФЕССИОНАЛЬНАЯ ПОМОЩЬ СТУДЕНТАМ