Электролитическое рафинирование алюминия

Рафинирование алюминия.docx

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ
РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ
ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ
БЮДЖЕТНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ
ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ
«ВЯТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ»
Химический факультет
Кафедра Технологии электрохимических производств
ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАННИЕ АЛЮМИНИЯ
Пояснительная записка
Курсовой проект по дисциплине
«Электрохимические технологии неорганических веществ»
ТПЖА. 471325. 056. ПЗ
(подпись) (Фамилия И.О.)
ВЯТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ
ХИМИЧЕСКИЙ ФАКУЛЬТЕТ
КАФЕДРА «Технология электрохимических производств»
ЗАДАНИЕ НА КУРСОВУЮ РАБОТУ
по дисциплине «Электрохимические технологии неорганических веществ»
ТЕМА ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ АЛЮМИНИЯ
Студент Стасюк К. Ю. группы ХТ-43-6
Производительность 4 тыс. тгод
Токовая нагрузка 75 кА
Пояснительная записка (30 – 40 листов ф А4)
Расчет количества электролизеров
Электрический баланс
Конструкционный расчет
Технологическая схема производства
Чертеж сборочный электролизера
Подпись ФИО дата месяц
Примечание: задание действительно в течение одного года со дня выдачи.
Стасюк К. Ю. Электролитическое рафинирование алюминия: ТПЖА.471325. 056 ПЗ: Курс. проект ВятГУ каф. ТЭП; рук. Лобанова Л. Л.– Киров 2014. Гр. ч. 1л. ф.А2 1л ф.А1; ПЗ 38 с. 1 рис. 12 табл. 8 источников специф. 1л.
АЛЮМИНИЙ ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ ТРЕХСЛОЙНЫЙ МЕТОД ЭЛЕКТРОЛИЗ РАСПЛАВОВ ЭЛЕКТРОЛИЗЕР РАСЧЕТ ЭЛЕКТРОЛИЗЕРА.
Объект исследования – электролитическое рафинирование алюминия.
Цель работы – изучить трехслойный метод электролитического рафинирования алюминия разработать методику расчета электролизера.
В курсовом проекте приведены теоритические сведения о процессе получения алюминия высокой чистоты расчеты электролизера и его чертеж а так же технологическая схема электролитического рафинирования включающая в себя стадию получения первичного алюминия.
В результате подготовлен проект электролизера для электролитического рафинирования алюминия.
Общие сведения об алюминии8
1Нахождение в природе и свойства алюминия8
2Применение алюминия8
3Получение алюминия в промышленности9
Рафинирование алюминия11
1 Состав первичного алюминия11
2 Общие сведения о рафинировании алюминия11
3 Теоретические основы рафинирования12
4 Техника рафинирования14
Расчет электролизера23
2 Выбор силы и плотности тока23
3 Материальный баланс23
3.1 Расход материалов23
4 Конструктивный расчет24
6 Электрический баланс27
6.1 Расчет падений напряжений27
6.2 Расчет удельного расхода энергии31
7.2 Потери тепла теплопроводностью31
7.3 Потери тепла конвекцией34
7.4 Потери тепла излучением35
7.5 Сведённый в таблицу тепловой баланс36
Современную жизнь невозможно представить без алюминия. Этот блестящий легкий металл прекрасный проводник электричества получил самое широкое применение в различных отраслях производства. Между тем известно что в свободном виде алюминий не встречается в природе и вплоть до XIX века наука даже не знала о его существовании. Только в последней четверти XIX века была разрешена проблема промышленного производства металлического алюминия в свободном виде. Это стало одним из крупнейших завоеваний науки и техники этого периода значение которого мы может быть еще не оценили до конца.
Несмотря на то что алюминий научились добывать сравнительно недавно он успел стать востребованным и необходимым сырьем для многих отраслей промышленности. Из алюминия и сплавов на его основе делают корпуса самолетов и космических кораблей железнодорожные вагоны кузова автомобилей и даже броню для бронетранспортеров.
Степень очистки промышленного алюминия полученного электролизом составляет 995–998% казалось бы это довольно высокая чистота но даже незначительное количество примесей существенно снижают его технические параметры поэтому из промышленного алюминия или отходов металла путем рафинирования получают еще более чистый алюминий (9999%).
В данном курсовом проекте мы рассмотрим свойства способы получения алюминия и методы его рафинирования а так же расчитаем электролизер для получения алюминия высокой чистоты.
Общие сведения об алюминии
1Нахождение в природе и свойства алюминия
Алюминий – элемент третьей группы периодической системы Менделеева. По содержанию в земной коре он занимает 3-е место среди элементов после кислорода и кремния. Вследствие высокой химической активности в природе находится только в связанном виде. На сегодняшний день известно более 250-ти минералов алюминия более 40% которых относится к алюмосиликатам.
Технически чистый алюминий плавится при 658 0C температура плавления алюминия высокой чистоты составляет 66024 0C. Кипит алюминий при 2500 0C. Плотность его в твердом состоянии (при 20 0C) равна 27 а в расплавленном (при 1000 0C) 235 гсм3.
Алюминий легко подвергается механической обработке: прокатке резанию волочению ковке и д.р.
Удельное сопротивление алюминия составляет в зависимости от чистоты 00262–00295 Оммм2м.
Теплопроводность алюминия выше теплопроводности ряда металлов в том числе железа и для алюминия чистотой 997% – 082 калсек на 1 см2 площади и 1 см толщины (2035 Вт(м·К)).
Будучи по своей химической природе амфотерным алюминий растворяется в щелочах соляной и серной кислотах.[4 с.11]
2Применение алюминия
Алюминий благодаря сочетанию физических механических и химических свойств стал наиболее востребованным из цветных металлов. Он применяется в машиностроении электротехнике
Сверхчистый алюминий употребляют в производстве электрических конденсаторов и выпрямителей действие которых основано на способности оксидной пленки алюминия пропускать электрический ток только в одном направлении. Сверхчистый алюминий очищенный зонной плавкой применяется для синтеза полупроводниковых соединений типа АIII BV применяемых для производства полупроводниковых приборов. Чистый Алюминий используют в производстве разного рода зеркальных отражателей. Алюминий высокой чистоты применяют для предохранения металлических поверхностей от действия атмосферной коррозии (плакирование алюминиевая краска). Обладая относительно низким сечением поглощения нейтронов Алюминий применяется как конструкционный материал в ядерных реакторах.
3Получение алюминия в промышленности
Алюминий получают путем электролиза глинозема (A A1F3 5-12; MgF2 2-5; CaF2 2-4; A12O3 2–10. При повышении содержания А12О3 более 10% резко повышается тугоплавкость электролита при содержании менее 13% нарушается нормальный режим электролиза. Электролизная ванна или электролизер где проводят электролиз имеет в плане прямоугольную форму. Ванна заполнена электролитом и находящимся под ним слоем жидкого алюминия. Сверху на стальных стержнях подвешивают угольный анод так что его нижний конец погружен в электролит. Мощность электролизера (ванны) определяемая силой подводимого к ней тока изменяется от 30 кА у ванн малой мощности до 250 кА у ванн большой мощности.
Электролиз ведут при напряжении 4–43 В и при удельной плотности тока проходящего через анод равной 065–10 Асм2. Толщина слоя электролита в ванне составляет 150–250 мм. Температуру ванны поддерживают в пределах 950–970 °С за счет тепла выделяющегося при прохождении постоянного тока через электролит. Такие температуры имеют место под анодом а на границе с воздухом образуется корка затвердевшего электролита а у стен ванны затвердевший слой электролита 10 (гарнисаж).
Жидкий алюминий извлекают из ванн один раз в сутки или через 2–Зсут с помощью вакуум-ковшей.
Производительность современных электролизных ванн составляет 500–1200 кг алюминия в сутки. Для получения 1 т алюминия расходуется ~ 195 т глинозема ~ 25 кг криолита 25 кг фтористого алюминия 05–06 т анодной массы 14–16 МВт ч электроэнергии [1].
Рафинирование алюминия
1 Состав первичного алюминия
Электролизом криолитно-глиноземных расплавов при условии применения чистых исходных материалов (в первую очередь глинозема и углеродистых материалов) удается получить алюминий-сырец марок А85 и А8 (9985 и 9980%).
В данном курсовом проекте рассмотрим рафинирование алюминия марки А8.Согласно ГОСТ 11069-74 химический состав такого продукта представлен в таблице 1.
Таблица 1 – состав первичного алюминия согласно ГОСТ 11069-2001
2 Общие сведения о рафинировании алюминия
Для получения алюминия высокой чистоты в промышленности принят метод трехслойного рафинирования. В электролизере имеется три слоя: нижний слой – анодный сплав плотностью 32–35 гсм3 состоящий из первичного алюминия с 30–40% меди; над ними слой электролита состоящий из смеси фторидов алюминия и натрия (отвечающего по составу хиолиту) и утяжелителя – хлорида бария и хлорида натрия плотностью около 27 гсм3; на поверхности электролита находится слой чистого алюминия плотностью 23 гсм3 – катод.
Процесс ведут при температуре электролита 760-810 0C. На аноде происходит растворение алюминия и примесей более электроотрицательных чем алюминий – натрия кальция и др. Основные примеси содержащиеся в первичном алюминии – железо кремний как и медь являются более электроположительными чем алюминий и накапливаются в анодном сплаве. На катоде катионы алюминия восстанавливаются а примеси натрия и других электроотрицательных металлов остаются в виде ионов в электролите. Слой анодного сплава сообщается с карманом в боковой футеровке. Через этот карман идет питание анодного сплава техническим алюминием. По мере накопления примесей в анодном сплаве происходит их диффузия в карман где температура на 30 0C ниже чем в аноде. Примеси железа и кремния образуют с алюминием и медью ряд интерметаллидов которые при охлаждении в кармане выпадают в виде твердых осадков и время от времени их из кармана извлекают. Таким образом содержание примесей в анодном сплаве поддерживается на определенном уровне и обеспечивается непрерывность процесса.
3 Теоретические основы рафинирования
Обычный состав электролита % (по массе): криолита 27-35 фторида алюминия 8-10 хлорида бария 55-60 и хлорида натрия 2-4. Температура плавления его 670-730 0C плотность при 730 0C 272 гсм3 удельная электропроводность 147 Ом-1см-1.
Между компонентами электролита возможны следующие реакции взаимодействия:
BaCl2+2AlF33BaF2+2AlCl3 (а)
BaCl2+2NaFBaF2+2NaCl (а)
Термодинамические расчеты показывают что реакция а практически не идет в то время как реакция б сильно сдвинута вправо (ΔG= –30кДж). Кроме того хлорид и фторид бария образуют тугоплавкое соединение BaCl2BaF2. Под воздействием влаги воздуха и влаги вносимой с исходными солями происходит гидролиз солей в основном фторида алюминия с образованием шлама состоящего из Al2O3 и BaCl2BaF2. Ток переносится катионами Na+ и Ba2+ и анионами Cl–.
Анодный сплав с содержанием меди 30–40% готовят расплавлением меди в жидком первичном алюминии. По мере рафинирования происходит накопление железа и кремния (основных примесей первичного металла) в анодном сплаве. Таким образом анодный сплав представляет собой четвертную систему Al–Cu–Fe–Si. Кроме того в анодном сплаве накапливается галлий (до 03%). В четвертной системе имеется ряд тугоплавких соединений например Al7Cu2Fe и FeSiAl5 и твердых растворов α (Al–Fe–Si) и (Al–Fe–Si).
Предельные допустимые содержания в анодном сплаве (% по массе): железа 6–7 кремния 7–8. При повышении температуры анодного сплава эти содержания могут увеличиваться что нежелательно из-за опасности перехода примесей в электролит в процессе анодного растворения. Понижение температуры в карманах ниже 591 0C приводит кристаллов соединения CuAl2 при этом анодные осадки сильно обогащаются медью что связано с большими потерями меди.
Электродные процессы сводятся к электрохимическому окислению алюминия на аноде и восстановлению катионов алюминия на катоде:
Катион алюминия образует фторидные комплексы типа A AlF4– что отмечено соответствующим индексом (к).
Э.д.с. гальванической цепи амальгамного типа
Катод Al a1=1 электролит Анод Al(Cu) a2
вызвана различием активностей алюминия в анодном сплаве и катодном металле:
Изменение э.д.с. этой цепи дают величины 0040–0045 В. На самом деле на промышленных электролизерах э.д.с поляризации составляет значительно большую величину (0330–0370 В) причем перенапряжение на катоде около 0185 В на аноде 0135 В. Природа перенапряжений по-видимому имеет концентрационный характер.
Перенапряжение на катоде вызваны замедленностью диффузии катионов Alк+3 так как перенос тока осуществляется катионами Na+ и Ba2+.
Величина перенапряжения определяется выражением:
где к – перенапряжение на катоде В; – активность катионов алюминия в электролите; – то же на поверхности катода.
Перенапряжения на аноде вызваны не только концентрационными изменениями в анолите но и уменьшением концентрации алюминия на поверхности анодного сплава по сравнению с его содержанием в глубине анода. Поэтому оно выражается уравнением:
где – активность катионов алюминия на поверхности анода; и – активности алюминия в глубине анодного сплава и на его поверхности соответственно.
Приблизительно можно считать что половина из общего перенапряжения на аноде связана с замедленностью диффузии атомов алюминия в анодном сплаве.
4 Техника рафинирования
Сила тока применяемая в с современных электролизерах для рафинирования алюминия достигает 75 кА. Плотность тока практически одинаковая для анода и катода зависит от мощности электролизера: чем она больше тем меньше плотность тока что вытекает из теплового равновесия электролизера. Для современных электролизеров большой мощности она составляет 05–06 Асм2.
Анодная часть электролизера по конструкции схожа с катодным узлом электролизера для получения первичного алюминия. В стальном кожухе смонтирована подина состоящая из угольных блоков ток к которым подводится с помощью стальных стержней залитых чугуном (см. рисунок 1).
Рисунок 1 – электролизер для рафинирования алюминия
– огнеупорная кладка 2 – загрузочный карман 3 – металлоконструкция 4 – подъёмный механизм 5 – эксцентриковый зажим 6 – катодная шина 7 – катодная рама 8 – ниппель 9 – катод 10 – асбест 11 – шамот 12 – секция подины 13 – блюмс 14 – магнезит 15 – подовая набивка 16 – кожух 17 – укрытие электтролизера 18 – катодная штанга
Боковые стороны рабочего пространства выполнены из магнезитового кирпича который слабо растворяется в электролите. Угольная футеровка боковых стенок не может быть применена поскольку через неё может произойти замыкание анода и катода.
Для уменьшения загрязнения электролита и катодного металла процесс ведут таким образом что на поверхности боковой футеровки образуется слой гарниссажа из электролита. Глубина шахты составляет 700–900 мм. Теплоизолирующая футеровка боковых стенок и подины выполнена из шамотного кирпича. Для увеличения теплового сопротивления между шамотом и внутренними стенками кожуха выложен слой асбеста. В одном из торцов электролизера имеется загрузочный карман представляющий собой трубу из графитированного угольного материала соединенную с шахтой электролизера горизонтальным каналом проходящем на уровне подины. Сверху карман закрывается крышкой.
Катодная часть электролизера – это катоды с помощью которых подводится ток к слою чистого алюминия. Катоды состоят из графитированных цилиндрических электродов диаметром 500 мм и высотой 360 мм с боков с боков и сверху залитых слоем алюминия («рубашка») толщиной 50 мм для предотвращения графита от окисления. Ток к катодам подводится по стальным цилиндрическим ниппелям залитым чугуном. Соединение ниппеля с алюминиевой штангой болтовое или (более совершенное) – сварное. Катоды расположены в два ряда число их зависит от мощности электролизера.
Алюминиевые штанги катодов крепятся к катодным алюминиевым шинам эксцентриковыми зажимами. Шины связаны со стальными балками и образуют вместе с ними подвижную раму которая соединена через домкраты с неподвижной металлоконструкцией укрепленной на кожухе. Домкраты вместе с редукторами и электромоторами составляют механизм подъема катодной рамы.
Между рядами катодов установлена алюминиевая крышка в виде свода. Пространство между этим сводом и кожухом ванны над катодами так же закрыто съемными алюминиевыми крышками. Такое укрытие электролизера обеспечивает достаточно полное удаление вредностей и уменьшение потерь тепла через верх электролизера.
Электролизеры для рафинирования устанавливают в корпусах аналогичным корпусам для получения первичного металла обычно в два ряда и соединяют последовательно. Транспортное вентиляционное и другое оборудование также подобно соответствующему оборудованию в корпусах электролиза первичного металла. В плане цеха корпус для рафинирования располагают параллельно другим корпусам и соединяют с ними единым транспортным поездом.
Исходные соли для подготовки электролита предварительно высушивают для уменьшения гидролиза и шламообразования при плавлении а затем расплавляют в специально выделенных электролизерах – ваннах-матках. Температура на этих электролизерах выше обычной напряжение поддерживается 10–12 В. Катодные токоподводы не имеют «алюминиевых рубашек». Соли насыпают на слой катодного алюминия и по мере расплавления они стекают под слой алюминия – в электролит. Таким образом удается уменьшить гидролиз солей и потери за счет испарения. Наплавление происходит в течение нескольких часов а затем дают выдержку 4–5 часов в течение которой происходит электрохимическая очистка электролита от примесей железа и кремния. Кроме того в течение этого времени шлам отстаивается и собирается на поверхности анодного сплава. Готовый электролит извлекают из ванны-матки вакуум-ковшом и переливают в пусковой электролизер или в работающие электролизеры для поддержания уровня электролита. Анодный сплав также готовят в ваннах матках для чего первичный алюминий заливают в загрузочный карман ванны и вводят в нее чистую электролитную медь через слой электролита после удаления катодного алюминия.
Для пуска электролизеров анодный сплав содержит 50% (по массе) меди. Подина смонтированного электролизера должна быть тщательно прогрета для того чтобы подовая масса которой набиты швы между блоками успела скоксоваться. Подину прогревают форсунками питаемыми соляровым маслом. Подъем температуры подины должен быть постепенным во избежание растрескивания футеровки; подину нагревают обычно в течение двух суток.
На прогретую подину устанавливают катоды которые также предварительно подогревают и заливают анодный сплав что создает контакт между подиной и катодами. После этого ванну включают в электрическую цепь заливают еще анодный сплав и электролит из ванны-матки и катоды подымают в электролит с тем чтобы напряжение на электролизере 10–15 В. После того как ванна достаточно прогреется (чере2–3 часа) и температура электролита достигнет 750–800 0C на поверхность электролита заливают слой первичного алюминия. По мере дальнейшей работы электролизера происходит пропитка футеровки электролитом слой его уменьшается и напряжение постепенно падает в течение двух суток от 10 до 6–7 В. За это время происходит достаточно полная электрохимическая очистка электролита от примесей.
Затем катоды погружают ниже слоя алюминия чтобы они пропитывались электролитом. Такие пусковые катоды не имеют защитной «рубашки». По истечении двух суток катодный металл откачивают вакуум-ковшом и очищают электролит от шлама. Затем дополнительно прорабатывают электролит электрохимически и если получается достаточно чистый алюминий на поверхность электролита заливают слой алюминия высокой чистоты (в дальнейшем АВЧ) катоды заменяют на защищенные алюминием и постепенно электролизер вводят в нормальный режим по напряжению и температуре.
Обслуживание электролизеров при нормальной работе сводится к следующим операциям.
Выливку катодного металла производят один раз в двое суток с помощью вакуум-ковша. Но в отличие от ковшей применяемых при выливке первичного алюминия всасывающая труба имеет на конце патрубок представляющий собой графитовый стакан у дна которого имеются радиальные отверстия через которые поступает металл в ковш. При выливке слоя алюминия создают горизонтальные потоки чтобы избежать волнения катодного АВЧ и смешения его с анодным сплавом. Перед выливкой с поверхности алюминия снимают «корочки» содержащие электролит обогащенный алюминием и оксидом алюминия.
После выливки АВЧ если необходимо корректируют электролит заливая расплав солей из ванны-матки. Расплав подают в ванну в ковше и осторожно заливают через графитовый стакан имеющий радиальные отверстия у дна чтобы струи электролита двигались параллельно поверхности электродов. Затем заливают первичный алюминий в анодный сплав: алюминий из вакуум-ковша тонкой струей подают в загрузочный карман при этом металл в кармане энергично перемешивают специальной пневматической мешалкой дающей возвратно-поступательное движение графитовому наконечнику имеющему винтовую резьбу. Если не производить перемешивания то возникает опасность загрязнения катодного алюминия анодным сплавом. Дело в том что плотность заливаемого алюминия много ниже не только анодного сплава но и электролита. При заливке без перемешивания струя алюминия может не успеть смешаться с анодным сплавом и алюминий может попасть в электролит а из него в катодный металл.
Обслуживание катодов состоит в проверке равномерности распределения тока по ним и регулировании их положения. Раз в 15 суток каждый катод извлекают и очищают от наростов электролита и карбидов приставших к рабочей поверхности.
Осадки интерметаллических соединений в более холодном кармане начинают выделяться не сразу после пуска а спустя несколько месяцев когда в анодном сплаве накопятся железо и кремний в достаточно высоких концентрациях. Осадки извлекают шумовками или специальными центрифугами и перерабатывают в ваннах идущих на капитальный ремонт или отправляют их на извлечение галлия. В этих ваннах алюминий из осадков электрохимически растворяется а на аноде остается сплав обогащенный медью железом кремнием и галлием. После демонтажа плиту такого сплава направляют на предприятие вторичной цветной металлургии.
При работе ванны боковая футеровка обрастает гарниссажем из глинозема и фторида бария пропитанных электролитом и металлом. Чем чаще колебания уровня металла и электролита тем больше образуется гарниссажа. Большой слой гарниссажа приводит к уменьшению площади электролита повышению фактической плотности тока и перегреву ванны а также к затруднению в обслуживании катодов. Поэтому не реже одного раза в год производят обрубку гарниссажа для чего из ванны удаляют катодный металл катоды опускают до замыкания с анодным сплавом гарниссаж обрубают отбойными молотками и удаляют шумовками. После осмотра состояния боковой футеровки заливают слой первичного алюминия на поверхности электролита и производят проработку электролита также как и после пуска ванны.
Нарушение нормального хода электролиза вызываются в основном отклонениями от температурного режима. Горячий ход вызывается повышенным уровнем электролита (т.е. высоким междуполюсным расстоянием) и загрязнением электролита шламом. Повышение температуры электролита выше 810 0C приводит к энергичному испарению солей изменению состава электролита быстрому шламообразованию. Осадок шлама на поверхности анодного сплава вызывает повышение фактической плотности тока что может привести к совместному растворению наряду с алюминием железа и кремния а значит к понижению сортности катодного металла. Для устранения горячего хода часть электролита сливают и очищают оставшийся электролит от шлама. Холодный ход связан с малым уровнем электролита и повышенными потерями тепла вызванными чрезмерно большими уровнями катодного металла или анодного сплава. Эти слои металла отличаются высокой теплопроводностью и в значительной мере определяют теплоотвод от центра ванны к боковой футеровке. Холодный ход ликвидируют восстановлением оптимальных уровней электролита анодного сплава и катодного алюминия.
Вопрос об этих оптимальных уровнях очень важен. Так высота анодного сплава в определенной мере определяет качество АВЧ. Если она мала то увеличивается вероятность «проскока» алюминия при заливке через слой анодного сплава в электролит и загрязнение катодного алюминия. Чрезмерно большой слой анодного сплава невыгоден не только вследствие увеличения теплопотерь но и из-за большого незавершенного производства меди и алюминия. Считается нормальной высота анодного сплава 25–35 см (верхний предел после заливки алюминия).
Уровень электролита определяет при данной плотности тока тепловое состояние электролизера. Обычно уровни электролита составляют 12–15 см. Казалось бы здесь имеются значительные резервы для интенсификации процесса путем уменьшения слоя электролита (т.е. междуполюсного расстояния) и соответственного увеличения плотности тока при сохранении оптимальной температуры электролита. Однако при этом пути имеются трудности связанные с наблюдаемыми «перекосами» поверхности анодного сплава и электролита с волнением катодного алюминия. Кроме того в электролите имеются взвешенные частицы оксидов и оксихлоридов алюминия бария и других металлов содержащие значительное количество примесей. Эти взвеси в большой мере концентрируются около поверхности анода и уменьшение междуполюсного расстояния увеличивает вероятность попадания их в католит и в катодный металл.
Уровень катодного алюминия составляет (до выливки) 16 см после выливки снижается до 12 см. Такая толщина слоя металла обеспечивает возможность нормальной работы катодов: они должны быть погружены в металл не менее чем на 4 см но подошва катодов не должна выходить в электролит иначе на угольной поверхности начнется энергичное образование карбидов и контакт с алюминием будет ухудшаться. Кроме того слишком тонкий слой АВЧ (менее 12 см) вызывает затруднения при выливке.
Расчет электролизера
2 Выбор силы и плотности тока
3 Материальный баланс
3.1 Расход материалов
Приход материалов в электролизер рассчитывается по расходу сырья на 1 т алюминия и по производительности электролизеров за 1 год. В таблице 2 представлены данные по расходу сырья полученные на основе эксплуатации электролизеров.
Таблица 2 – расход сырья и материалов на 1 т алюминия [2]
Расход сырья (кгт АВЧ)
Фтористые соли (в пересчете на фтор)
Производительность электролизера (тг) т.е. количество алюминия теоритически выделяющегося за 1 год можно рассчитать по выражению:
Где I – сила тока А; q – электрохимический эквивалент для алюминия 0336 г(Ач); – время 8760 ч (1 год); – выход по току доля единицы; k – машинное время (примем 09).
Зная производительность и расход сырья можно рассчитать приход материалов в ванну:
где и – расход хлористого бария фтористых солей графита меди и первичного алюминия соответственно кгт АВЧ (см. таблицу 2).
Зная заданную годовую производительность Pг и производительность одного электролизера PAl можем найти количество электролизеров:
4 Конструктивный расчет
Конструктивный расчет электролизера служит для определения основных размеров (габаритов) электролизера.
где I – сила тока А; iк – катодная плотность тока А(см2).
примем Sк=132 м2 в электролизере рафинирования площадь катода и анода равны.
Конструкция подины. В отечественной промышленности применяются только сборно-блочные (двухсекционные) подины. Анодные блоки можно приобрести высотой h=400 мм и шириной b=616 мм. Число блоков определяется исходя из длины шахты А
где 40 – это ширина шва между блоками.
Внутренние размеры кожуха определяются геометрическими размерами шахты и толщиной теплоизоляционного материала. [3 с.166]
Сечение шинопровода и спусков определяется из величины силы тока и экономической плотности тока которая для элементов токопровода приведена в таблице 3 (Амм2):
Таблица 3 – экономическая плотность тока [3]
При расчете количества шин и спусков можно ориентироваться на следующие размеры приведенные в таблице 4.
Таблица 4 – размеры шин и спусков мм [3]
Катодные алюминиевые спуски
Медные ленты для спусков
Катодные стальные стержни (блюмсы)
Диаметр анодных штырей (ВТ)
Длина стальной части штыря
Длина алюминиевой части штыря
Длина конусной части штыря
Диаметр катодной штанги
Исходя из условий сечение шинопровода Sш для электролизера составит:
а число шин в шинопроводе:
где S1ш – сечение одной шины мм2.
Число катодных штанг при диаметре 120 мм составляет
где d – диаметр штанги мм. Так как штыри расположены в 2 ряда то их число принимается кратным двум.
Стальные стержни (блюмсы) соединяются с алюминиевыми анодными шинами при помощи гибких пакетов алюминиевых лент (спусков) приваренных к анодным стержням и шинам. Число лент в пакете можно определить (шт.) можно определить зная экономическую плотность тока число подовых блоков и сечение одной ленты:
Длину элементов ошиновки выбирают исходя из геометрических размеров электролизера. Для мощных ванн средняя длина пакетов алюминиевых лент составляет 600–800 мм а длина стояков – 2000 мм.
6 Электрический баланс
Расчет электрического баланса состоит в определении падений напряжения в конструктивных элементах электролизера в электролите и напряжения поляризации. Рассчитанные или принятые по практическим данным падения напряжения в отдельных элементах электролизера сводятся в таблицу которую принято называть электрическим балансом электролизера.
6.1 Расчет падений напряжений
Составляющими электрического баланса электролизера являются напряжение поляризации E падение напряжения в катодной шине ΔUк.ш. в катодной штанге ΔUк.шт в ниппеле ΔUн в катоде ΔUк в катодном слое алюминия ΔUк.сл в электролите ΔUэл падение напряжения в анодном слое ΔUа.сл. в подине ΔUп в блюмсах ΔUб
В практике электролиза различают два вида напряжений: греющее Uгр рабочее Uр
Величина греющего напряжения используется при расчете теплового баланса и измерить его непосредственно невозможно. Рабочее напряжение характеризует технологический режим электролиза в стационарном режиме т.е. при отсутствии на нем выливки металла. Значение Uр измеряется вольтметром установленным на ванне. Среднее напряжение характеризует средний расход электроэнергии на рафинирование алюминия и его значение определяется счетчиком вольт-часов.
Напряжение поляризации:
Падение напряжения в катодной шине
где 4 – это число катодных шин; 08 и 01 соответственно ширина и высота сечения одной шины в метрах.
Падение напряжения в катодных штангах
Число алюминиевых катодных штанг – 16 диаметр штанги – 012 м длина токоведущей части – 13 м тогда падение напряжения в катодных штангах рассчитаем по формуле:
Падение напряжения в ниппелях
Число ниппелей – 16 диаметр – 025 м материал сталь 30ХГСА с удельным сопротивлением 1310-8 Омм высота – 04 м длина токоведущей части – 04 м. Тогда падение напряжения в ниппелях рассчитаем по формуле:
Падение напряжения в графитовом катоде
Число катодов – 16 диаметр – 05 м высота – 036 м удельное сопротивление графита – 80010-8 Омм.
Падение напряжения в катодном слое алюминия
Удельное электрическое сопротивление расправленного алюминия чистотой 9999% составляет 262510-4 Омм [6 с 20] толщина катодного слоя алюминия составляет 12–16 см (примем среднее 14 см) площадь 132 м2. Зная эти данные можем рассчитать падение напряжения по формуле:
Падение напряжения в электролите
где – удельная электропроводность.
Падение напряжения в анодном слое
Толщина анодного слоя составляет 25–35 см (возьмем 30 см) площадь анодного слоя – 132 м. Удельное электрическое сопротивление сплава содержащего 35% меди – 13210-4 Омм (рассчитано теоретически может отличаться от практики)
Падение напряжения в подине
При расчете падения напряжения в подине следует учесть что электропроводность межшовного уплотнителя значительно меньше чем у анодных блоков. Поэтому примем площадь через которую проходит ток равной площади только катодных блоков. Площадь одного блока – 057 м2 значит площадь 20-ти блоков будет 1158 м2. Удельное сопротивление материала анодного блока – 30 мкОмм толщина токопроводящего слоя 0285 м. Тогда падение напряжения в подине расчитаем по формуле:
Падение напряжения в блюмсах
Суммарная площадь сечения всех блюмсов – 0529 м2 длина токоведущей части 145 м удельное сопротивление 1310-8 Омм.
Падение напряжения в анодных спусках контакте анодный спуск – шина и в анодной шине примем равными экспериментально снятыми на одном из электролизеров (ВАМИ) [2]. Приведем их вместе с рассчитанными в таблице 5.
Таблица 5 – электрический баланс электролизера для рафинирования алюминия
Участок электрической цепи
Падение напряжения В
Напряжение поляризации E
В катодной шине ΔUк.ш
В катодной штанге ΔUк.шт
В катодном слое алюминия ΔUк.сл
В анодном слое ΔUа.сл.
Контакт анодный спуск –шина
6.2 Расчет удельного расхода энергии
Зная рабочее напряжение на ванне мы сможем рассчитать удельный расход энергии одного электролизера на 1 тонну АВЧ в час по формуле:
Тогда при 22 двух работающих электролизерах суммарный расход энергии на 1 тонну:
При проектировании необходимо найти условия теплового равновесия которое обеспечивает оптимальную температуру электролиза. Для этого рассчитаем часовой тепловой баланс электролизера.
Теплота доставляется в электролизер в результате прохождения тока через электролит Qтока а расходуется в результате теплопроводности Qт конвекции Qкон и теплового излучения Qизл. Поэтому условия теплового баланса электролизера можно представить следующим выражением [3]:
7.2 Потери тепла теплопроводностью
Потери тепла за счет теплопроводности для плоской однослойной стенки определяются на основании закона Фурье и рассчитываются по формуле
где F – площадь поперечного сечения теплового потока м2; t1 – температура нагретой поверхности; t2 – температура более холодной поверхности; λ – коэффициент теплопроводности кДж(м2чград); – толщина стенки.
Стенки электролизера состоят из нескольких разнородных плотно прилегающих слоев и потери тепла через них рассчитываются по формуле:
– коэффициент теплопередачи Вт(мК).
Здесь 1 2 n – толщины слоев λ1 λ2 λn – коэффициенты теплопроводности слоев (представлены в таблице 6).
Таблица 6 – коэффициенты теплопроводности некоторых материалов [3 8]
Таблица 7 – измеренные площади и толщины боковых стенок электролизера
Конструктивный элемент
Магнезитовая футеровка
Стальная стенка кожуха
Стальная обшивка корпуса
В электролизере рафинирования разные поверхности обладают разной температурой (ее мы вычислим используя трехмерное моделирование в программе «Solid Works Simulation» [7]) поэтому отдельно рассчитаем потери тепла через каждую по формуле 3.29. Температуры и площади представлены в таблице 8:
Таблица 8 – температуры и площади наружных поверхностей электролизера
Потери через боковые стенки:
Толщина боковых стенок складывается из магнезитовой и шамотной футеровок асбестового утепления стального кожуха с воздушной полостью.
Толщина днища складывается из угольной подины кладки из шамотного кирпича и стального кожуха.
Потери через укрытие:
Сверху катодный слой алюминия отделяется 30-сантиметровым слоем воздушным слоем и алюминиевым укрытием толщиной 15 мм.
7.3 Потери тепла конвекцией
Потери тепла конвекцией с наружных стенок определяются по формуле Ньютона – Рихмана:
где αк – коэффициент теплоотдачи конвекцией от наружной стенки к газу и наоборот кДж(м2чград); tс и tв – соответственно температура стенки и среды воздуха ºС; F – площадь стенки м2.
Для случая конвекции в неограниченное пространство при свободном движении воздуха для вертикальной плоской стенки достаточно точным для расчета αк будет выражение [3]:
где Δt – разность температуры стенки и среды ºС; A – коэффициент зависящий от свойств среды и определяющей температуры под которой понимают tm=05(tс + tв).
Зависимость A от определяющей температуры представлена в таблице
Таблица 9 – зависимость A от определяющей температуры [3]
Для горизонтальных поверхностей с которых тепловой поток направлен вверх коэффициент αк увеличивают на 30% а если тепловой поток идет вниз то уменьшают на 30%.
Рассчитаем tm=05(400 + 25)=2125. Экстраполяцией из таблицы 9 получим значение А=397 при tm=2125.
Тепловой поток направлен вниз поэтому αк уменьшим на 30% (умножим на 07):
Рассчитаем tm=05(500 + 25)=2625. Экстраполяцией из таблицы 9 получим значение А=387 при tm=2625.
7.4 Потери тепла излучением
Потери тепла лучеиспусканием можно рассчитать по уравнению:
где – степень черноты доля единицы (таблица Х); c0=2075 – коэффициент лучеиспускания абсолютно черного тела кДж(м2чК4); F – площадь излучающей поверхности; Tс – абсолютная температура излучающей стенки К; Tв – абсолютная температура среды в которую происходит излучение К; – угловой коэффициент взаимного облучения данной излучающей поверхности соседними поверхностями зависит от формы размеров взаимного расположения температуры и коэффициентов излучающих поверхностей в простейшем случае равен 1.
Таблица 10 – значения степени черноты для некоторых материалов [3]
Сталь окисленная при 600ºС
Для боковых стенок кожуха примем =08 [3] тогда:
Для укрытия электролизера примем =1 тогда
Так как дно электролизера находится в близости пола потеря тепла излучением затруднена поэтому примем =01 [3] тогда:
7.5 Сведённый в таблицу тепловой баланс
После расчета всех теплопотерь сводим данные в таблицу 11.
Таблица 11 – тепловой баланс электролизера рафинирования алюминия
От подведенной электроэнергии
По таблице можно сделать вывод о том что потери тепла превышают его приход на 9–10%. Но это можно объяснить погрешностью и упрощениями расчета в сторону увеличения теплоотдачи.
В ходе работы над курсовым проектом была собрана теория по электролитическому рафинированию алюминия рассчитаны материальный электрический и тепловые балансы количество электролизеров необходимое для заданной производительности выполнены основные конструктивные расчеты. По рассчитанным значениям был выполнен сборочный чертеж электролизера.
В ходе работы над курсовым проектом было обнаружено что в открытом доступе отсутствуют какие либо материалы по проектированию электролизеров для рафинирования алюминия. Поэтому некоторые расчеты и конструкция аппарата были разработаны самостоятельно на основании литературы по получению первичного алюминия и при помощи 3D моделирования в программах «Компас 3D» и «Solid Works Simulation».
Основным недостатком трехслойного метода очистки алюминия является высокий удельный расход электроэнергии себестоимость АВЧ по сравнению с первичным алюминием возрастает на 50–60% [2 с 213]. Поэтому дальнейшее развитие данной технологии заключается в понижении энергопотребления. Это может быть реализовано с помощью более эффективного утепления или снижения падения напряжения в элементах токоподвода например: подводить ток не погружаемыми графитовыми электродами а непосредственно по алюминиевым шинам[4 с 245]. Большой эффект так же может оказать введение в электролит различных добавок повышающих электропроводность[2].
Еще более чистый алюминий (999999%) можно получить методом зонной плавки (зонной перекристаллизации).
Общая металлургия [Текст]: учебник для вузов Воскобойников В. Г. Кудрин В. А. Яушев А. М. «Академкнига» 2002. – 768 с
Ветюков М. М. Цыплаков А. М. Школьников С. Н.: Электрометаллургия алюминия и магния [Текст]. – М.: Металлургия 1987. –320 с.
Металлургия алюминия Ю. В. Борисоглебский Г. В. Галевский Н.М. Кулагин М. Я. Минцис Г.А. Сиразутдинов. – Новосибирск: Наука. Сибирская издательская фирма РАН. 1999. – 438 с.
Беляев А. И.: Металлургия легких металлов. Издательство «Металлургия» 1970 6-е издание 368 с.
Ковязина Л. И. Получение хлора и щелочи электролизом с ртутным катодом: Методические указания по курсовому и дипломному проектированию Л.И. Ковязина. - Киров: Изд-во ВятГУ 2010. - 29с.
Алюминий: свойства и физическое металловедение: Справ. изд. Пер. с англ. Под ред. Хэтча Дж. Е. – Металлургия 1989. 422 с.
Новый справочник химика и технолога. — Спб.: MMVI НПО «Профессионал» 2006. — Т. 12.

Технологическая схема электролитического рафинирования алюминия.cdw

электролизер для получения первичного алюминия
смеситель солей для электролита
вакуум-ковш для эектролита
электролизер для рафинирования алюминия
Технологическая схема
рафинирования алюминия
электролит в вакуум-ковш
отходы (интерметаллические соединения)
анодные газы в систему газоочистки
на извлечение галлия

Электролизер в сборе.cdw

Зажим эксцентриковый
Футеровка магнезитовая
рафинирования алюминия