Факторы, определяющие расход углерода

↑

▷ Содержание

⇐ ПредыдущаяСтр 9 из 13Следующая ⇒

Перерасход углерода против теоретического зависит от ряда факторов, связанных как со структурой угольного, так и с течением электрохимического процесса на нем.

 Качество анода. Перерасход углерода в основном обусловлен. осыпанием частиц углерода в электролит с образованием угольной  «пены». Этот процесс объясняется неодинаковостью структуры двух видов кокса, из которых состоит анод.

В структуре анода четко различимы зерна кокса–наполнителя и более активного кокса из связующего. Последний вследствие собственной усадки и расширения зерен кокса–наполнителя подвержен напряжениям, приводящим к образованию множества пор. В процессе окисления (независимо оттого, химическое оно или электрохимическое) зерна кокса–наполнителя не успевают полностью окислиться и переходят в электролит в виде «пены» Чем больше различие в химической активности этих двух составляющих анода, тем больше образуется «пены» и выше расход углерода. Если анод изготовлен из однородного материала – стеклоуглерода, расход углерода оказывается равным теоретическому.

Наиболее общей характеристикой качества анода является его реакционная способность, т. е. количество выгоревшего углерода с единицы площади электрода в единицу времени, причем под выгоревшим подразумевается не только окислившийся, но и осыпавшийся углерод. В качестве газа–окислителя при лабораторных определениях употребляют СО2 и окисление проводят в цилиндрическом канале.

Между реакционной способностью различных электродных материалов и расходом углерода при электролизе наблюдается корреляционная связь, выражаемая прямой линией. Вместе с тем доказано, что чем ниже реакционная способность и меньше расход углерода при электролизе, тем выше э.д.с. поляризации. Здесь играют роль два фактора. Первый – рост реакционной способности, связанный с увеличением реакционной поверхности, что при электролизе приводит к падению фактической анодной плотности тока и уменьшению анодного перенапряжения. Второй – силы связи между атомами углерода в электродном материале: чем они больше, тем выше перенапряжение реакции, поскольку тем труднее происходит отрыв атомов углерода при окислении, но это же вызывает и замедленность горения, т. е. понижает реакционную способность.

Поскольку реакционная способность и расход углерода при электролизе в значительной степени определяются разностью в активностях кокса–наполнителя и кокса из связующего, то один из путей понижения расхода углерода состоит в сближении этих активностей. Следует избегать слишком высоких температур прокалки кокса для приготовления анодной массы, поскольку при этом активность кокса–наполнителя сильно. понижается. Вместе с тем непрокаленный кокс не годится, так как при этом повышается электросопротивление анода.

Повышение температуры размягчения пека (применение так называемых высокотемпературных пеков) дает при коксовании пека больше связующего углерода и понижает общую реакционную способность кокса из связующего, т. е. способствует уменьшению расхода углерода. Другой путь в этом направлении – подбор рационального гранулометрического состава кокса–наполнителя (так называемая сухая шихта). Заводскими испытаниями показано, что увеличение максимального размера крупной фракции с 4 до 10 мм приводит к уменьшению доли связующего и снижает расход углерода при электролизе.

Для уменьшения расхода углерода при электролизе эффективно также применение ингибиторов реакции окисления углерода. Ингибитор сосредоточивается в основном в связующем и, уменьшая активность кокса и связующего, способствует сближению реакционной способности обоих видов коксов. Наиболее сильное ингибирующее действие оказывает оксид бора (ВrО₃). Более слабым ингибитором является фтористый алюминий, но его применение не осложняется некоторыми дополнительными обстоятельствами, как в случае оксида бора (высокая стоимость, трудное отделение пены и др.)

 Условия электролиза. Повышение анодной плотности тока снижает расход углерода в лабораторных ячейках. В первом приближении эту зависимость можно объяснить, исходя из макроструктуры анода. Зерна кокса–наполнителя в анодном процессе образуют выступы на поверхности анода, а кокс из связующего – впадины. На менее активном коксе–наполнителе перенапряжение больше, чем на активном коксе из связующего. Если принять, что поверхности алюминия и анода эквипотенциальны, то падение напряжения между анодом и катодом как для выступов, так и для впадин, одинаково:

U_выс = U_вп.

Но для выступов: U_выс = l ρ i_a + η_выс

где l – междуполюсное расстояние, см; ρ – удельное сопротивление электролита, Ом–см; i_а – плотность тока, А/см²; η_выс – анодное перенапряжение на выступах, В.

Для впадин: U_вп = l ρ i_а + h ρ i_а + η_вп,  

где h – средняя высота выступов, см; η_вп – перенапряжение на впадинах, В.
Из этих уравнений следует:

h = Δη/(ρ i_a)

где Δη – разность перенапряжений между выступами и впадинами, В.

Если считать в первом приближении, что эта разность не зависит от плотности тока, то из выражения следует что между плотностью тока и высотой неровностей на поверхности анода должна быть обратно пропорциональная зависимость. Приняв, что перерасход анода на осыпание в виде «пены»  прямо пропорционален высоте выступов, получим связь между расходом анода q с, г/(А*ч), и плотностью тока iа, А/см2 

q c = a + b / i_a

Значения постоянных a = 0,116 г/(А*ч), b = 0,08 г*см²/(А²*ч).

Для промышленных условий реализуется только начальный участок зависимости q с –  i_a. При высоких плотностях тока расход углерода начинает повышаться и кривая проходит через минимум при плотностях тока 0,9 – 0,7 А/см². Объясняется это тем, что при высоких i_a  растет тепловая нагрузка анода, повышается его температура, условия обжига самообжигающегося анода ухудшаются, анод получается менее высокого качества и расходуется больше. Кроме того, повышение температуры боковых граней анода, выступающих из электролита, приводит к большему окислению их, что повышает потери углерода.

Добавки в электролит хлоридов (NаСl, МgСl₂ и др.) приводят не только к заметному снижению расхода углерода в процессе электрохимического окисления, но и к уменьшению выгорания боковых граней анода, смоченных электролитом. Предполагается, что ионы Cl^–. будучи поверхностно активными, адсорбируются на активных местах поверхности анода, что затрудняет разряд ионов кислорода на них. В результате разряд переносится на менее активные зерна кокса–наполнителя, и электрохимическое, окисление происходит более равномерно, и расход углерода уменьшается. Процесс окисления боковых граней анода, смоченных электролитом, тормозится за счет уменьшения осыпания анода.

Технологические расчеты

Материальный баланс

В электролизер загружаются глинозем, анодная масса или обож­женные аноды и фтористые соли. В процессе электролиза образуют­ся алюминий и анодные газы (окись и двуокись углерода). Кроме того, в результате испарения электролита и пылеуноса вентиляци­онными газами из процесса постоянно выбывают некоторое количес­тво фтористых соединении и глинозема. В случае применения само­обжигающихся анодов из процесса электролиза также выбывает часть анодной массы в виде летучих соединении и частиц углерода, входя­щих в состав пены, снимаемой с поверхности электролита на электролизерах с верхним токоподводом. На электролизерах с предва­рительно обожженными анодами удаляются огарки, составляющие около 19% от веса загруженных анодов.

Приход материалов

Приход материалов в электролизер рассчитывается по приходу сырья на 1 кг алюминия и по производительности электролизера в час. Расход сырья зависит от типа электролизера, условий венти­ляции, применяемых средств механизации и автоматизации и ряда других факторов. Обычно расход сырья определяют на основании накопленного опыта эксплуатации электролизеров и уточняют при ис­пытании новых конструкций перед внедрением в промышленном масшта­бе.

Увеличенный расход анодной массы и фтористых солей на элек­тролизерах с верхним токоподводом объясняется как низким качест­вом анодов, так и недостаточным освоением таких электролизеров. В расход обожженных анодов включены огарки, удаляемые из элек­тролизеров.

Производительность электролизера, т.е. количество алюминия, выделяющегося за единицу времени (кг/ч)", можно рассчитать по формуле:     

Р_Al = I * g * η_т / 1000;

Р_Al = 220000 * 0,3354 * 0,926/ 1000 = 68,3277 кг/ч,           

где I - сила тока электролизера, А;

η_т - выход по току алюминия, доли единицы;

g = 0,3354 - электрохимический эквивалент, г/А*ч.

Зная производительность электролизера и удельный расход сырья, рассчитаем приход материалов в ванну (кг/кг):

P_Al2O3 = P_Al * P_г;

P_Al2O3 = 68,3277* 1,92 =131,1892 кг/кг.

Р_а = P_Al * P_a;

P_a = 68,3277 * 0,56 = 38,2635 кг/кг.

       Р_ф = Р_Al * Р_ф;

Р_ф = 68,3277 * 0,042 =2,8698 кг/кг,

где Р_г, Р_а, Р_ф - расход глинозема, анода и фтористых солей соответственно, кг/кг алюминия.

Расход материалов

Расход материалов включает:

1. Алюминий. Количество полученного в результате электролиза алюминия определяется производительностью электролизера:

Р_Al = 68,3277 кг/ч.

2. Анодные газы» количество анодных газов рассчитывается из сум­марной реакции:

Al₂O₃ + xC = 2Al + (2x – 3)CO + 93 – x)CO₂,

протекающей в электролизере, и из состава анодных газов. Количество СO и СO₂, кмоль/ч, определяется из уравнений:

M_CO =N_CO / 2 – N_CO * P_Al / 18;

M_CO = 0,4/2 – 0,4 * 68.3277/18 = 0,949 кмоль/ч,

M_CO2 = N_CO2 / 1 + N_CO2 * P_Al / 18;

M_CO2 = 0,6/1 + 0,6 * 68,3277/18 = 1,4235кмоль/ч,

где N_CO и N_CO2 - мольные доли СО и СО₂ в анодных газах соответ­ственно (зависят от типа электролизера).

По данным практики на современных алюминиевых электролизерах в от­ходящих газах содержится в среднем: Nсо = 0,4; Nco₂ = 0,6.

Весовые количества СО и СO₂ кг/ч, определяются по формулам:

Р_CO = Мсо * 28;

P_CO = 0,949 * 28 = 26,572 кг/ч.

Р_СО2 = М_СО2 * 44;

Р_СО2 =М_СО2 * 44;

Р_СО2 = 1,4235 * 44 = 62,634 кг/кг,

где 28 и 44 - молекулярный вес СО и CO₂ соответственно.

3. Потери углерода. Определяются как разность между приходом обожженных анодов Р_а и количеством израсходованного с газами углерода Р_с:

ΔР_с = Р_а – Р_с.          

Количество израсходованного с газами углерода рассчитывают, зная количества СО и С0₂, по уравнению:

Р_с =(M_СО + M_СО2) * 12;

Р_с = (0,949+1,4235) * 12 = 28,47 кг/кг,

находим ΔР_с = 38,2635 – 28,47 = 9,7935 кг/кг.

4. Потери глинозема в виде пыли и механические потери принимаются как разность между приходим глинозема в электролизер и теорети­ческим расходом глинозема:

ΔP_Al2O3 = P_Al2O3 - P_{Al2O3(теор).}

Теоретический расход глинозема определяется из уравнения:

Al₂O₃ ↔ 2Al + 1,5O₂

и составляет:

P_{Al2O3(теор)} = 1,89 * P_Al;

P_{Al2O3(теор)} = 189 * 68,3277 = 129,0637 кг/кг, отсюда:

ΔP_Al2O3 = 131,1892 – 129,0637 = 2.1255 кг/кг.

Потери фтористых солеи в виде возгонов и газов, удаляемых системами вентиляции, на пропитывание подины и с угольной пеной если она снимается, принимают равными приходу фторсолей.

Р_ф = 2,8698 кг/кг.

 Результаты расчета материального баланса электролизера сводятся в таблицу:

Таблица 3.1

Конструктивный расчет

В задачу конструктивного расчета входит определение основных раз­меров алюминиевого электролизера, который состоит из анодного, ка­тодного устройств и ошиновки.

Анодное устройство

Определение габаритов электролизера начинаем с расчета размеров анода или анодного массива.

Зная силу тока и анодную плотность тока, определяем площадь ано­да, см²:                                           

∑S_a = I/D_a,

где ∑S_a - суммарное сечение анода, см²;

       I - сила тока, А;                                                    

D_a - анодная плотность тока, А/см².

∑S_a = 220000/0,71/ = 309859,1549 см²

Для электролизеров с обожженными анодами мощ­ностью 150 кА и выше анод состоит из блоков 700 х 1455 мм и высотой 600 мм. Для таких электролизеров рассчитывается необходимое коли­чество анодов:

n_а = ∑S_a/S_a = 309859,1549 / 70*145,5 = 30,42 → принимаем 30 анода.

Уточняем анодную плотность тока:

D_a^/ = I / n_a*S_a = 220000 /30*10185 = 0,72 A/cм².

Расстояние между блоками по продольной стороне a составляет 50 мм, а между рядами блоков b - 70 - 100 мм (в случае, если не предусмотрено АПГ) и 250 - 300 мм (для размещения системы АПГ).

Тогда длина анодного массива составит, см:

А_а = n_a/2 * 70,0 + (n_a/2 – 1) * а;

А_а = 30/2*70 + (30/2 – 1) * 5 = 1120 см.

а ширина:

B_a = 2 * 145,5 + b;

B_a = 2 * 145,5 + 16 = 307 см.

Ток к каждому анодному блоку подводится с помощью четырех ниппелей. Число ниппелей установленных на электролизере будет равно:

n_н = 3 * n_a = 30 * 3 = 90,

где n_н - число ниппелей установленных на электролизере, шт;

4 - количество ниппелей подводимых ток к одному анодному блоку;

 n_a - количество анодных блоков.

Суммарное сечение ниппелей равно:

∑S_н = (π * d_н²/4)* n_н, мм²;

∑S_н = (3,14 * 140²/4)* 90 = 1384740 мм²,

где ∑S_н  - суммарное сечение ниппелей;

π - отношение длины окружности к ее диаметру, π = 3,14;

d_н - диаметр стального ниппеля, мм;

n_a - количество анодных блоков.

Плотность тока в ниппелях составит:

d_нп = I / ∑S_н, А/мм²;

d_нп = 220000 / 1384740 = 0,1589А/мм².

Сечение алюминиевых штанг принимаем равным 150 х 150 мм.

Суммарное сечение штанг равно:

∑S_шт = 150 * 150 * n_а, мм²;         

∑S_шт = 150 * 150 * 30 = 675000 мм².

Плотность тока в алюминиевых штангах составит:

d_шт = I / ∑S_шт, А/мм²;

d_шт = 220000/675000 = 0,33 А/мм².

Катодное устройство

Внутренние размеры шахты получают исходя из определенных ранее размеров анода или анодного массива и расстояния до стенок боковой футеровки,

При эксплуатации электролизеров в промышленных условиях установ­лено, что оптимальное расстояние от продольной стороны анода до боковой футеровки составляет С = 550 х 600 мм, а от торцевой сто­роны анода до соковой футеровки D = 500 х 600 мм. Эти расстояния зависят от типа и мощности электролизера. Тогда внутренние разме­ры шахты электролизера составят, мм:

ширина: В_ш = В_а + 2С; С = 550 мм, D = 500 мм;

    В_ш = 3070 + 2*550 = 4170 мм.

длина: L_ш = А_а + 2D;

       L_ш = 11200 + 2*500 = 995 мм.

Глубина шахты определяется суммой уровней технологического алю­миния h_м, электролита h_э и толщиной корки электролита с гли­ноземом в шахте ванны h_г.

Глубину принимаем: H_ш = 550 мм.

Конструкция подины

Основные размеры подины определяются найденными геометрическими размерами шахты ванны и стандартными размерами выпускаемых про­мышленностью прошивных угольных блоков и блюмсов. В отечественной промышленности применяются только сборно-блочные подины.

Выпускаются катодные блоки высотой h_б =400 мм, шириной b_б = 550мм и длиной l_б = 600 - 2200 мм.

Выбираем длину катодных блоков равную 1600мм и 2200 мм. блоки берут разной длины, чтобы не было единого центрального шва (подина набирается с перевязкой центрального шва, что достигается шахматным расположением длинных и коротких секций в ванне). Схема уклад­ки подовых представлена на рис.3.1.Периферийный шов 2 по про­дольной стороне шины, т.е. расстояние между катодными блоками 3 и боковой футеровкой 1 по продольной стороне шахты, принимается 150 -- 200 мм. Это расстояние можно проверить расчетом:

[В_ш – (2200 + 1600 + 40)]/2 = [4170 – (2200+1600+40)=165 мм,

где 40 мм - ширина шва между катодными блоками.

Число блоков в подине определяем исходя из длины шахты:

n_бл = 2L_ш / b_б + 40 = 2L_ш / 590 = 2*12200/590 = 41,3 → принимаем 40 блока.

следовательно, количество блоков в ряду составляет: h_бл /2 = 40/2=20.

Расстояние между катодными и боковыми блоками в торцах шахты электролизера составит, мм:

l_теор = [ L_ш – [b_б * n_бл/2 + (n_бл/2 – 1) * 40] / 2;

l_теор = [12200 – [550 * 40/2 + (40/2 – 1) * 40] / 2 = 220 мм.

Впаз каждого катодного блока заливаются чугуном стальные стер­жни, сечение которых 115 х 230 мм.

Теплоизоляция от днища к подине выполняется следующим образом: -

22 мм - слой шамотной засыпки;

65 х 2 - два рада диатомового кирпича;

65 х 3 - три ряда шамотного кирпича;

30 мм - угольная подушка, на которую устанавливаются угольные блоки;

8 мм - межслойные швы.

Боковая футеровка стенок шахты ванны от кожуха к расплаву выпол­няется следующим образом:

35 мм - слой шамотной крупки;

200 мм - один ряд угольных плит.

(Приведенные выше футеровочные материалы являются примерн

ыми и за основу не берутся).

Следовательно, внутренние размеры катодного кожуха определяются геометрическими размерами шах­ты ванны и толщиной теплоизоляционного материала. Принимая во внимание приведенные выше данные по футеровочным материалам находим размеры катодного кожуха:

 Рис.3.1. Схема укладки подо­вых блоков: 1- боковая футеровка; 2 - периферийный шов;3 - катодные блока; 4 - межблочные швы.

длина: L_кож = L_ш + 2(200 + 35), мм;

       L_кож = 12200 + 470 = 12676 мм.

ширина: B_кож = В_ш+ 2 (200 + 35), мм;

          В_кож = 4170 + 470 = 4640 мм.

высота: Н_кож = Н_ш+ b_б + 30 + 5 * 65 + 22 + 8, мм;

          Н_кож = 550 + 400 + 30 + 325 + 22 + 8 = 1335 мм.

Стены катодного кожуха изготовлены из листовой стали толщиной 10 мм, днище из стали 12 мм. Кожух снаружи укреплен поясами жест­кости из двутавровых балок и контрфорсами по продольным сторонам кожуха.

Суммарное сечение катодных стержней электролизера будет равно:

∑S_ст = 115 * 230 * n_бл, мм²;

∑S_ст = 115 * 230 * 40 = 1058000 мм²,

где и 115 * 230 -сечение стержней, мм²;

n_бл - количество катодных стержней, равное количеству катодных блоков в подине.

Плотность тока в стальных стержнях равна:

d_ст = I / ∑S_ст, А/мм²;

d_ст = 220000 /1058000 = 0,207 А/мм².

3. Ошиновка электролизера

Подвод тока к анодам осуществляется с помощью четырех стояков. Каждый стояк состоит из жесткой части (шин) и гибкой - (лент). Суммарное сечение шин в стояках определяется по формуле:

∑S_ст = I / d_ст, мм²;

∑S_ст = 220000 / 0,44 = 500000 мм²,

где I - сила тока, А;

d_ст - плотность тока встояках, А/мм: (gо справочный данным принимаем d_ст = 0,44 А/мм²).

Сечение шин принимаем 515 x 70 мм, сечение алюминиевых лент 515 х 2мм. Тогда количество алюминиевых шин в стояках будет равно:

n_ш = ∑S_ст /515 * 70, шт;

n_ш = 500000 / 36050 = 13,87 = 14 шт,

где n_ш - количество шин.

При этом плотность тока в стояках будет составлять:

d_ст = I / 515 * 70 * n_ш;

d_ст = 220000 / 515 * 70 * 14 = 0,44 А/мм².

Суммарное сечение лент в гибкой части ошиновки равняется суммар­ному сечению шин, тогда количество лент в пакетах рассчитывают по формуле:

n_л = ∑S_ст / 515 * 2, шт;

n_л = 500000 / 1030 = 485,4 = 486 шт.

Суммарное сечение катодных шин ошиновки рассчитывается по формуле:                                  

∑S_кш = I / d_ст, мм²;

∑S_кш = 220000 / 0,44 = 500000 мм².

определяем количество катодных шин:

n_шк = ∑S_кш /515 * 70, шт;

n_шк = 500000 / 36050 = 14 шт.

Стальные катодные стержни (блюмсы) соединяются с алюминиевыми катодными шинами при помощи гибких пакетов из алюминиевых лент, приваренных к катодным стержням и шинам. Сечение пакета из алюминиевых лент, которое соответствует сечению одного блюмса рассчитывается:

∑S_п = I / n * d_ст, мм²;

∑S_п = 220000 / 40 * 0,44 = 12500 мм²,

где I – сила тока, А;

n – количество катодных стержней;

d_ст - плотность тока в алюминиевых лентах.

Тогда количество лент на один стержень будет равно:

n_л = ∑S_л / 170 * 2, шт;

n_л = 12500 / 340 = 36,76 ≈ 37 шт,

где 170 * 2 - сечение ленты, мм.

Познавательные статьи:



Формы дистанционного обучения

Передача мяча двумя руками снизу

Значение правильной осанки для жизнедеятельности человека

Основные ошибки при выполнении передач мяча на месте