Теоретические основы электролиза алюминия

Введение Примерное

В настоящее время обеспечение ресурсосберегающего производства первичного алюминия возможно только на мощных электролизерах с предварительно обожженными анодами.

Разработка технологии и способов конструирования электролизеров с высокой амперной нагрузкой выполняется с применением методов математического моделирования магнитных полей на основе современных представлений тепло- и массопереноса в криолит-глиноземных расплавах.

Рационально ресурсосбережение достигается при высоких скоростях растворения глинозема и его смесей в кислых электролитах, высоком уровне контроля технологических параметров, уменьшения влияния магнитного поля на металл и рециклинге катодной футеровки и использовании высокоуправляемых систем автоматизированного питания глиноземом для работы электролизеров с максимальными технико-экономическими показателями.

В курсовом проекте содержатся расчеты: материального баланса, конструкции и количества электролизеров, электрические и тепловые расчеты, являющиеся основой оптимальной работы всего цеха.

 

Описательная часть Вопросы вставлять свои

Теоретические основы электролиза алюминия

Сущность электролитического метода получения алюминия заключается в следующем.

 

 

Требования к сырью для производства алюминия

В электролитическом производстве алюминия применяют следующие основные виды сырья и материалов:

 

Конструкция электролизера с обожженными анодами

Электролизер большой мощности – технологический агрегат для получения алюминия-сырца электролизом криолитоглиноземного расплава разработан специалистами ООО «РУСАЛ ИТЦ», для оснащения новых электролизных серий компании «РУСАЛ».

 

Устройство катодное

Катодное устройство предназначено для создания условий, необходимых для протекания процесса электролиза и отвода тока.

 

Устройство анодное

Анодное устройство предназначено для подвода тока в зону непосредственного протекания процесса электролиза и подачи сырья, а также для улавливания, выделяющихся при электролизе газов с последующей их эвакуацией в общую систему газоудаления.

 

1.3.3 Ошиновка катодная

Ошиновка катодная предназначена для отвода тока от электролизера и передаче его к следующему, а также для снижения негативного влияния магнитного поля на процесс.

 

Расчетная часть

Материальный баланс

В процессе электролиза криолитоглинозёмного расплава расходуется глинозём, фтористые соли и угольный анод. При этом образуется расплавленный алюминий и газообразные окислы углерода.

На основании опыта эксплуатации алюминиевых электролизёров ОА задаёмся параметрами для расчета электролизера:

- сила тока I =        кА

- анодная плотность тока d_а =          А/см²

- выход по току h =    %

Расход сырья N кг на получение 1 кг Al принимаем по практическим данным:

- глинозем, N_Г                                        =       кг

- фтористый алюминий, N_Фа         =        кг

- фтористый кальций, N_Cа        =        кг

- анодные блоки, N_М                         =       кг

Производство из двух серий. Для упрощения расчеты ведут на один час работы электролизера.

Производительность электролизера Р_А1, кг, рассчитывается по формуле:

Р_А1= j*I* τ *h                                            (2.1)

где j - электрохимический эквивалент алюминия, 0,335 кг/(кА*час);

I - сила тока, кА;

τ - время, час;

h - выход по току, доли единицы.

P_Al = 0,335 *            =         кг

Расчёт прихода сырья в электролизёр

Приход материалов в электролизёр рассчитывают по расходу сырья N на 1кг алюминия и производительности электролизёра в час P_Al. Тогда приход сырья составит:

- глинозема R_Г, кг

R_Г =P_{Al *}N_Г                                                         (2.2)

R_Г =             =   кг

- фтористых солей (А1F₃,СаF₂⁾R_Ф, кг

R_Ф =P_Al* (N_Фа+ N_Ca)                                          (2.3)

R_Ф =               =          кг

- обожженные аноды R_оа, кг                      

R_оа = P_Al*N_оа                                                         (2.4)

R_оа =            =            кг

Расчёт потерь сырья

Теоретический расход глинозема составляет 1,89 кг на 1 кг алюминия. Перерасход глинозема объясняется наличием в его составе примесей и механическими потерями. Тогда потери глинозема G, кг, составят:

G = P_Al* (Nг - 1,89)                                  (2.13)

G =

Потери углерода Rуг, кг, находят по разности прихода обожженных анодов Rоа и расхода углерода, связанного в окислы:

Rуг = Rоа - (m_cco₂ + m_cco)                               (2.14)

Rуг =

Приход фторсолей в электролизёр принимаем равным расходу. Данные расчета материального баланса приведены в таблице         .

Таблица         - Материальный баланс электролизера на силу тока           кА

Приход	кг	%	Расход	кг	%
Глинозем			Алюминий
			СО2
			СО
Фтористые соли			Потери:
			Глинозем
			Фтористые соли
Анодные блоки			Анодные блоки
Итого		100	Итого		100
*С учетом образования анодных газов и угольной пены

Конструктивный расчет

В задачу конструктивного расчета входит определение основных размеров электролизера. Алюминиевый электролизер состоит из трех основных частей:

- анодное устройство;

- катодное устройство;

- ошиновка.

Электрический расчет

Электрическим балансом называют представление напряжения U в виде суммы составляющих ее величин. В практике электролиза различают три вида напряжений: среднее, рабочее и греющее.

Электрический баланс электролизера определяется по следующему уравнению, В:

U_ср = U_a + U_п + U_эл + ΔU_aэ + U_о + U_оо + Е_р,                           (2.32)

где U_a – падение напряжения в анодном устройстве, В;

U_п – падение напряжения в подине, В;

U_эл – падение напряжения в электролите, В;

ΔU_аэ – доля падения напряжения при анодных эффектах, В;

U_o – падение напряжения в ошиновке электролизера, В;

U_oo – падение напряжения в общесерийной ошиновке, В;

Е_р – напряжение разложения глинозема (или ЭДС поляризации), В.

Падение напряжения в аноде

В данном электролизере применяются трехниппельные анодные блоки типа Б по ТУ 1913-001-00200992-95.

Рисунок 2 – Трехниппельный анодный блок. Тип Б

Падение напряжения в обожженном аноде складывается из падения напряжения в угольной части U_УГ, в контактах ниппель-анод U_НА, кронштейн-ниппель U_КН, штанга-кронштейн U_ШК, и в штанге, кронштейне и ниппеле.

Падение напряжения в угольной части анода ΔU_уг, В, рассчитывают по уравнению:

U_уг=                                             (2.34)

где ρ_a – удельное электросопротивление анода, Ом * см;

l – среднее расстояние от подошвы анода до дна ниппельного гнезда, 46 см;

S_a – площадь сечения одного блока, 10 150 см²;

 n_H – число ниппелей, 3

Удельное электросопротивление угольного анода ρ_а, Ом * см:

ρ_а = 0,007 * (1 – 0,00025 * t_анода)                             (2.35)

ρ_а = 0,007 * (1 – 0,00025 * 640) = 58,8 * 10^-4 Ом * см

U_уг =  = 0,080 В

Падение напряжения в алюминиевой штанге U_шт, В:

U_шт= ,                                                            (2.36)

где ρ_шт – удельное сопротивление штанги, 3,54 * 10^-6 Ом*см;

l – длина штанги 255,5 см;

I – сила тока, А;

S_шт – площадь сечения штанги, 14*15,6 = 218,4 см²;

N_б  - число анодных блоков.

U_шт =  = 0,0374 В

При проектировании нового электролизера очень важно знать величину падения напряжения во всех анодах. Для упрощения расчета можно воспользоваться практическими данными, которые неоднократно подтверждались, приведенными в таблице 15.

Таблица 15 - Падение напряжения в трехниппельном аноде по практическим данным

Размеры в вольтах

Наименование участка анода	Величина
в кронштейне Uкр	0,0016
в ниппеле Uн	0,0027
в контакте ниппель-анод Uна	0,22
в контактах ниппель-кронштейн и штанга-кронштейн Uнкшк	0,006

 

Таким образом, падение напряжения в обожженном аноде составляет:

U_a = U_уг + U_шт + U_кр + U_н + U_на + U_нкшк                      (2.37)

U_a = 0,080 + 0,0374 + 0,0016 + 0,0027 + 0,22 + 0,006 = 0,348 В

Падение напряжения в подине

Падение напряжения в подине U_п, В, определяем по уравнению М. А. Коробова и А. М. Цыплакова:

U_п= ,         (2.38)

где l_пр – приведенная длина пути тока по блоку, см;

ρ_бл – удельное сопротивление прошивных блоков, принимаем 3,72*10^-3 Ом*см;

В_ш – половина ширины шахты ванны, 188 см;

а – ширина настыли, расстояние от продольной стороны анода до боковой футеровки, см;

S_ст – площадь сечения стержня, см²;

d_a – анодная плотность тока, А/см².

Приведенную длину пути тока по блюмсу l_пр, см, определяем по уравнению:

l_пр = 2,5 + 0,92 * h_б – 1,1 * h_ст +                                          (2.39)

где h_б – высота блока, 40 см;

h_ст – высота стержня, 14,5 см.

В_ст– ширина блюмса с учётом заделки 26,5 см

l_пр = 2,5 + 0,92 * 40 – 1,1 * 14,5 + = 28,33 см

Ширина подового блока с учетом набивного шва B_бл, см:

В_бл = b_б + с                                                           (2.40)

В_бл = 55 + 4 = 59 см

Площадь сечения катодного стержня S_ст, см², с учетом заделки равна:

S_ст = h_ст * В_ст                                               (2.41)

S_ст = 14,5 * 26,5 = 384 см²

Тогда падение напряжения в подине U_п, В, составит:

U_п =  = 155,60 мВ

Тепловой баланс

Нормальная работа электролизёра возможна только при соблюдении теплового равновесия, т. е. когда приход и расход тепла в единицу времени при установившемся режиме электролиза становятся равными:

Q_пр = Q_расх                                                          (2.44)

Приход тепла

Приход тепла от прохождения электрического тока Qэл, кДж, определяется по уравнению:

Qэл = 3600 * I * U_гр* ,                                          (2.45)

где 3600 – тепловой эквивалент одного кВт * ч, кДж;

I – сила тока, кА;

U_гр – греющее напряжение, В;

 – время, часы.

Qэл =  

Приход тепла от сгорания угольного анода Qан, кДж, определяется следующей зависимостью:

Qан = Р¹_СО2 * ΔН^Т_СО2 + Р¹_СО * Н^Т_СО,                                  (2.46)

где Р¹_СО2 и Р¹_СО – число киломолей оксидов углерода; определяется по материальному балансу исходя из формул;

ΔН^Т_СО2 и ΔН^Т_СО – тепловые эффекты реакций образования СО₂ и СО из углерода и кислорода при 25 °С (298 К):

ΔН²⁹⁸_СО2 = 393769 кДж/кмоль

ΔН²⁹⁸_СО = 110532 кДж/кмоль

Р¹_CO2 =                                                         (2.47)

P¹_CO2 =  

Р¹_CO =                                                          (2.48)

Р¹_CO =  

Qан =  

Расход тепла

На разложение глинозёма расходуется тепла Qг, кДж:

Qг = R¹_Г * ΔН^Т_Г,                                         (2.49)

где R¹_Г – расход глинозёма, кмоль;

ΔН^Т_Г – тепловой эффект образования оксида алюминия при 25 °С (298 К), равный 1676000 кДж/кмоль.

R¹_Г =                                               (2.50)

R¹_Г =     

Qг =    

Потери тепла с выливаемым из ванны алюминием рассчитываются исходя из условия, что количество вылитого алюминия соответствует количеству наработанного за то же время. При температуре выливаемого алюминия:

- 960 °С энтальпия алюминия ΔН^Т1_Al составляет 43 982 кДж/кмоль,

- 25 °С энтальпия алюминия ΔH^T2_Al равна 6 716 кДж/кмоль.

Тогда потери тепла Q_Al, кДж, с выливаемым алюминием составят:

Q_Al = P¹_Al * (ΔН^Т1_Al - ΔН^Т2_Al),                                 (2.51)

где P¹_Al – количество наработанного алюминия, кмоль, определяемого по формуле:

P¹_Al =                                                          (2.52)

P¹_Al =              =          кмоль

Q_Al =                    =              кДж

Унос тепла с газами рассчитываем на основные компоненты анодных газов - оксид и диоксид углерода. Тогда унос тепла с газами Qгаз, кДж, будет равен:

Q_газ = P¹_CO * (ΔН^Т1_CO - ΔН^Т2_CO) + P¹_CO2 * (ΔН^Т1_CO2 - ΔН^Т2_CO2)        (2.53)

где P¹_CO и P¹_CO2 – количество СО и CO₂, кмоль;

ΔН^Т1_CO – энтальпия СО при температуре 550 °С, равна 24 860 кДж/кмоль;

ΔН^Т2_CO – энтальпия СО при температуре 25 °С, равна 8 816 кДж/кмоль;

Н^Т1_CO2 – энтальпия СО₂ при температуре 550 °С, равна 40 488 кДж/кмоль;

Н^Т2_CO2 – энтальпия СО₂ при температуре 25 °С соответственно, 16446 кДж/кмоль.

Qгаз =                =         кДж

Потери тепла за счет теплопроводности для плоской однослойной стенки определяется на основании закона Фурье и рассчитывается по уравнению:

Q_теп = λ * (t₁ - t₂) / δ                                           (2.54)

где λ – коэффициент теплопроводности, кДж/(м*ч*град);

δ – толщина стенки, м;

(t₁ - t₂) – разница температур внутренней и наружной стенок, ºС.

Потери тепла конвекцией с наружных стенок электролизера определяют по формуле Ньютона – Рихмана:

Q_к = α_к * (t_с – t_в)·F,                                           (2.55)

где α_к – коэффициент теплоотдачи конвекцией от стенок к воздуху, кДж/(м²*ч*град);

t_с, t_в – температура стенки и воздуха соответственно, ºС;

F – площадь поперечного сечения стенки, м².

Коэффициент теплоотдачи находят по следующей формуле:

α_к = А * Δt1/3                                                    (2.56)

где Δt – разность температур стенки и среды, °С;

А – коэффициент, зависящий от свойств среды и определяющей температуры, под которой понимают:

t_m = 0,5 * (t_с + t_в)                                               (2.57)

Потери тепла лучеиспусканием в общем виде представлены уравнением:

Qл = ε * С₀ * F * [(Тс/100)* 4 – (Тв/100) * 4] * φ,                 (2.58)

где ε – степень черноты тела, доли единицы;

С₀ – коэффициент лучеиспускания абсолютно черного тела (С₀ = 20,75 кДж/(м²*ч*К));

φ – угловой коэффициент взаимного облучения данной поверхности соседними поверхностями, доли единицы;

F – площадь поверхности, м²;

Тс и Тв – температура стенки и среды соответственно, К.

Для расчета тепловых потерь с конструктивных элементов электролизера пользуются данными замеров температуры стенок и воздуха, произведенных на действующих электролизерах.

При установившемся тепловом потоке

Q_теп = Qк + Qл= αк * (tс – tв) * F                                (2.59)

Площадь поверхности анода:

S = 369 342-36*3*153 = 385 866 см² = 38,59 м²

где 348 823 см² – площадь анода;

36 – количество анодных блоков;

3 – количество ниппелей в аноде;

153 см² – площадь ниппеля.

Площадь глиноземной засыпки на поверхности электролита:

F_{глин.засып.}=  Lшах* Вшах – Sан                           (2.60)

F_{глин.засып} = 14,96 * 3,75 – 36,93 = 19,17 м²

Открытая поверхность электролита:

4 *·(3,14·* 2,5²) + 300 = 378 см² = 0,0378 м²

5 см – диаметр отверстия под пробойником АПГ

4 – количество пробойников

300 см² – средняя открытая площадь электролита, связанная с технологической обработкой электролизера.

Фланцевый лист:

Fфл. лист = Нлиста·* Вкож + Нлиста·* Lкож               (2.61)

Fфл. лист= 0,25 * 4,49+0,25·* 13,09 = 4,395 м²

Число катодных блюмсов равно удвоенному числу подовых катодных секций.

Площадь блюмсов: Катодных блоков 24, а не 30

Fбл = (2·* Нбл·* Lбл + 2·* Нбл·* Вбл)·* Nшт          (2.62)

Fбл = (2 * 30 * 23 + 2 * 30 * 11,5) * 22 = 45540 см² = 4,554 м²

Площадь катодного кожуха:

Fкож = Lкож·* Bкож = 3,89 * 14,31 = 55,67 м²               (2.63)

Потери тепла в окружающую среду определяются на основании законов теплоотдачи конвекцией, излучением и теплопроводностью. Теоретические расчеты показывают, что в первом приближении потери тепла конструктивными элементами электролизера, с поверхности электролита и корки можно принять как разность между приходом и расходом тепла по рассчитанным статьям:

Qп = (Qэл + Qан) – (Qг + Q_Al + Qгаз)                                   (2.64)

Q_п = (5 207 553+ 947 688) – (3 294 010 + 144 331 + 71 330) = 2 645 570 кДж

Таблица 17 – Тепловой баланс электролизера на силу тока  кА

Приход тепла	кДж	%	Расход тепла	кДж	%
От прохождения электроэнергии			На разложение глинозема
			С вылитым металлом
От сгорания угольного анода			С отходящими газами
			Конструктивными элементами и с поверхности электролизера
ИТОГО		100	ИТОГО		100

 

Расчет цеха

Переменный ток напряжением 220 кВ от энергосистемы поступает на понизительные подстанции завода, где напряжение понижается до 10 кВ. Далее через распределительные системы шин переменный ток подаётся на кремниево – преобразовательные подстанции (КПП), где преобразуется в постоянный, а напряжение понижается до 1 500 В.

КПП сооружаются вблизи электролизных корпусов, чтобы избежать больших потерь постоянного тока в ошиновке на участке от подстанции до электролизёра, а также больших затрат на устройство шинопроводов. Серия электролиза алюминия состоит из 2 корпусов и питается постоянным током от одной КПП.

Расчет цеха

Цех состоит из 2 серий. В цехе установлено электролизеров, N_уст:

N_уст = N_y * n                                          (2.69)

N_уст = 312 * 2 = 624

из них рабочих

Nц = N_c * n                                                       (2.70)

Nц

Годовая производительность цеха Рц, т, рассчитывается по формуле:

Рц = j * I * η * 8 760 * N * 10^-3,                                    (2.71)

где j – электрохимический эквивалент алюминия, кг/(кА*ч);

I – сила тока, кА;

η - выход по току, д. е.;

8 760 – часов в год;

N – число работающих ванн в корпусе.

Рц =

Удельный расход электроэнергии W, кВт*ч/т:

W =                                                    (2.72)

W =             =           кВт*ч/т

Выход по энергии η_э, г/кВт*ч:

η_э =                                                  (2.73)

η_э =  =        г/кВт*ч

На основании рассчитанных параметров и показателей производственная программа цеха приведена в таблице 18

Таблица 18 - План производства алюминия электролизного цеха из 2 серий

Показатели, ед. изм.	Формула	Количество
Установлено электролизеров, шт.	Ny
Ванны подлежащие капитальному ремонту, шт.	a=
Длительность простоя одной ванны в капитальном ремонте, дней	t
Длительность планового ремонта, дней	T
Число электролизеров в резерве, штук.	n
Число рабочих электролизеров, штук.	Nц
Сила тока, А	I
Выход по току, %	η
Производительность электролизера, т/сутки	m=PAl*24
Среднее напряжение на ванне, В	Uср
Удельный расход электроэнергии, кВт*ч/т	W
Производительность цеха, т/год	Рц

 

 

Заключение

Согласно заданию на курсовой проект  «Расчет двух серий электролизёров на силу тока       кА» в проекте была использована современная технология электролиза глинозема в электролизерах с катодами шпангоутного типа и с обожженными анодами.

Проведенные технические расчеты показали следующие результаты:

- производительность одного электролизера 2,307 т/сутки;

- производительность цеха в год 523 876 тонн алюминия;

-

 

В проекте представлены

 

Приведены мероприятия по          , способствующие          

 

 

Введение Примерное

В настоящее время обеспечение ресурсосберегающего производства первичного алюминия возможно только на мощных электролизерах с предварительно обожженными анодами.

Разработка технологии и способов конструирования электролизеров с высокой амперной нагрузкой выполняется с применением методов математического моделирования магнитных полей на основе современных представлений тепло- и массопереноса в криолит-глиноземных расплавах.

Рационально ресурсосбережение достигается при высоких скоростях растворения глинозема и его смесей в кислых электролитах, высоком уровне контроля технологических параметров, уменьшения влияния магнитного поля на металл и рециклинге катодной футеровки и использовании высокоуправляемых систем автоматизированного питания глиноземом для работы электролизеров с максимальными технико-экономическими показателями.

В курсовом проекте содержатся расчеты: материального баланса, конструкции и количества электролизеров, электрические и тепловые расчеты, являющиеся основой оптимальной работы всего цеха.

 

Описательная часть Вопросы вставлять свои

Теоретические основы электролиза алюминия

Сущность электролитического метода получения алюминия заключается в следующем.

 

 

Требования к сырью для производства алюминия

В электролитическом производстве алюминия применяют следующие основные виды сырья и материалов: