КУРСОВОЙ ПРОЕКТ по дисциплине: «Металлургия легких металлов» на тему: «Проект серии электролиза, оборудованной электролизерами с обожженными анодами, на силу тока 90 кА»

ВВЕДЕНИЕ

Датой рождения алюминиевой промышленности России считается 14 мая 1932 года, когда на Волховском заводе в Ленинградской области была получена первая партия алюминия. Через год первую продукцию дал Днепровский алюминиевый завод на Украине. Несмотря на то, что в последующие годы эти заводы неуклонно наращивали объемы производства, полностью удовлетворить растущие потребности экономики они не могли. В стране развернулось строительство новых предприятий. В 1938 году был введен в эксплуатацию Тихвинский глиноземный завод мощностью 40 тыс. тонн продукции в год (в настоящее время Бокситогорский глиноземный завод), а в 1939 году приступил к работе Уральский алюминиевый завод, способный производить 70 тыс. тонн глинозема и 25 тыс. тонн алюминия в год.
В послевоенные годы потребности экономики в стратегической металлопродукции продолжали расти, что способствовало интенсивному развитию алюминиевой промышленности. В 50-е годы были введены в эксплуатацию Кандалакшский (1951 г.), Надвоицкий (1954 г.) и Волгоградский (1959 г.) алюминиевые заводы, а также Белокалитвинское металлургическое производственное объединение (БКМПО, 1954 г.), специализирующееся на выпуске различной продукции из алюминиевых сплавов. В 1960 году состоялся пуск Самарского металлургического завода – крупнейшего в Европе производителя полуфабрикатов и готовых изделий из алюминия
В 60-е и 70-е годы в непосредственной близости от крупнейших ГЭС – источников дешевой энергии – были построены Иркутский, Красноярский и Братский алюминиевые заводы.
В 1985 году вступил в строй Саяногорский алюминиевый завод, оснащенный современными технологиями и оборудованием, а в 2006 – Хакасский.
К середине 1998 года группа «Сибирский алюминий» выросла в крупнейшую в отрасли вертикально-интегрированную структуру, располагающую не только мощной производственной базой, но и собственной сбытовой сетью и имеющую устойчивые кооперационные связи с ведущими западными компаниями – Reynolds Metals Company (США).
После образования РУСАЛа в российской алюминиевой отрасли начали происходить кардинальные изменения.
В своей деятельности РУСАЛ всегда руководствовался принципами социально ответственного поведения и постоянно работал над совершенствованием системы корпоративного управления. В 2006 году компания раскрыла информацию о структуре собственности, а также основные производственные и финансовые показатели. Был принят Код этики и приглашены независимые члены в Совет Директоров компании. Эти шаги еще раз подтвердили стремление РУСАЛа к повышению уровня прозрачности компании, а также его приверженность высоким стандартам корпоративного управления и ведения бизнеса. РУСАЛ стал первой компанией в России, опубликовавшей Отчет о корпоративной ответственности в соответствии с правилами ООН.
Одновременно с формированием «Сибирского алюминия», а затем и РУСАЛа, в России создавался второй отечественный вертикально-интегрированный холдинг по производству алюминия. В результате объединения акционерных капиталов Иркутского и Уральского алюминиевых заводов в 1996 году была создана Сибирско-Уральская алюминиевая компания (СУАЛ), в которую в 2000 году вошли также Богословский и Кандалакшский алюминиевые заводы.
Двумя годами позднее СУАЛ купил 90% акций Надвоицкого алюминиевого завода и объединил активы с компанией СевЗапПром. В результате слияния количество заводов, принадлежавших СУАЛу, увеличилось до 19; в состав компании вошли Волховский, Волгоградский алюминиевые заводы и Пикалевский глиноземный завод. В 2003 году на долю компании приходилось 65% глинозема (около 2 млн. тонн) и 25% (850 тыс. тонн) первичного алюминия, производимых в России. В 2005 году СУАЛ приобрел Запорожский алюминиевый комбинат на Украине, ставший первым активом компании за пределами Российской Федерации.
Таким образом, к началу третьего тысячелетия в России появились две мощные компании, занимающие весомые позиции на международном алюминиевом рынке.
В 2007 году процесс консолидации российской алюминиевой отрасли был завершен. В результате слияния алюминиевых и глиноземных активов Компании РУСАЛ, занимавшей третье место в мире по производству алюминия, Группы СУАЛ, входившей в десятку ведущих мировых производителей алюминия, и глиноземных активов швейцарской компании Glencore была создана Объединенная компания «Российский алюминий» – крупнейший в мире производитель алюминия и глинозема. На долю Объединенной компании приходится около 12% мирового производства алюминия и 15% глинозема. Она ведет свою деятельность в 19 странах на 5 континентах, общая численность сотрудников составляет более 100 000 человек. В ее состав входят 15 алюминиевых заводов, 12 глиноземных комбинатов, 7 предприятий по добыче бокситов и 3 завода по производству фольги. Компания производит 4,2 млн. тонн алюминия и 11,3 млн. тонн глинозема в год.














1. ОПИСАТЕЛЬНАЯ ЧАСТЬ

Свойства и применение алюминия

Алюминий – химический элемент III группы Периодической системы элементов Д. И. Менделеева (порядковый номер 13, атомная масса 26,9815). В природе существует один стабильный изотоп – 27Al. Искусственно получены еще три изотопа с массовыми числами 26, 28 и 29 и периодами полураспада 7, 138 и 402 соответственно.
Кристаллическая решетка алюминия – гранецентрированный куб,
· = 0,404 нм. Атомный радиус алюминия – 0,143 нм, ионный – 0,057 нм. Температура плавления алюминия высокой чистоты (99,996% Al) – 660,24 0C; температура кипения 2500 0C. Плотность твердого алюминия при 20 0C 2,6996 г/см3; плотность жидкого при 1000 0C 2,289 г/см3. Удельное электросопротивление при 20 0C – 0,0265 мкОм
·м. Коэффициент линейного расширения при 20 0C 23
·10-6 К-1. Электрохимический эквивалент -0,3354 г/А
·ч. Стандартный электродный потенциал -1,67 В.
Алюминий – один из наиболее электроотрицательных элементов, однако на воздухе процесс окисления существенно замедляется, благодаря образованию тонкой пленки оксида. Высокая электроотрицательность алюминия и его положение в ряду напряжений выше водорода исключают его получение электролизом водных растворов, и поэтому применяют технологии с обязательным получением оксида алюминия (глинозема).
Уникальные сочетания свойств алюминия – малая плотность, высокая тепло- и электропроводность, коррозионная стойкость, механическая прочность и высокая пластичность обеспечили широкое применение чистого металла и сплавов на его основе.
Чистый алюминий широко используется в пищевой промышленности (упаковочные материалы) и в электротехнической промышленности (кабели, провода, шинопроводы и т.д.).
Алюминиевые сплавы делятся на две большие группы – деформируемые (80% от общего объема) и литейные (20%). К деформируемым относятся несколько десятков сплавов, среди которых наиболее известен дуралюмин. Алюминий и большинство алюминиевых сплавов весьма пластичный металлический материал. Из алюминиевых сплавов изготавливают практически все известные в технике деформированные полуфабрикаты: фольгу, листы, плиты, прутки, различные профили, трубы, поковки и штамповки, отлитые методом непрерывного литья. При производстве полуфабрикатов широко используют различные способы горячей и холодной обработки давлением.
Среди литейных сплавов самые распространенные – силумины (сплавы на основе системы Al-Si).
Алюминиевые сплавы широко применяются в машиностроении, а в первую очередь в авиа- и автомобилестроении. В последние годы существенно расширилось применение алюминиевых сплавов в промышленном и гражданском строительстве. В США, например, более четверти производимого алюминия идет на эти нужды.
Все более широко применяется алюминий и как эффективный раскислитель стали. В этих процессах используется высокое сродство алюминия к кислороду, позволяющее восстанавливать и переводить в шлак или в расплав любые металлы.
И, наконец, среди менее емких, но не менее важных областей применения алюминия необходимо отметить новейшие области техники, в которых используется только металл особой чистоты (ОЧ), а также производство товаров народного потребления.
В ядерной энергетике используется малая величина поперечного сечения захвата тепловых нейронов у алюминия ОЧ (нейтропрозрачность). В радиоэлектронике применяются полупроводниковые свойства Al и его соединений, что делает возможным создание на их основе элементов солнечных батарей. Производство товаров народного потребления в качестве основного металла также использует алюминий технической чистоты и сплавы на его основе, из которых изготавливают посуду, галантерею, бижутерию и т.д.
Таким образом, даже этот краткий обзор показывает, что алюминий – важнейший цветной металл, роль которого с развитием научно-технического процесса будет возрастать.

1.2 ГОСТы и ТУ на исходное сырье и готовую продукцию

В электролитическом производстве алюминия применяется сырье и материалы следующих видов.
Глинозем, (ГОСТ 30558-98). Должен соответствовать требованиям, представленным в табл..1.
Массовая доля оксида алюминия определяется как разность между 100% и суммарной массовой долей указанных в таблице примесей и потерь массы при прокаливании. В глиноземе для производства алюминия доля оксида фосфора не должна превышать 0,002%.
Расчетная влажность для определения массы партии глинозема должна быть 0,5 %. В глиноземе всех марок не допускается наличия посторонних примесей.
Таблица 1
Марка
Содержание примесей не более, %
Более
Сумма
Na20+K20 в пересчете
на Na20


Потери массы при прокаливании не более




SiO2
Fe203
Ti02+V2Os+ C203+MgO
ZnO



Г-000
0,02
0,01
0,01
0,01
0,3
0,6

Г-00
0,02
0,03
0,01
0,01
0,4
1,2

Г-0
0,03
0,05
0,02
0,02
0,5
1,2

Г-1
0,05
0,04
0,02
0,03
0,4
1,2

Г-2
0,08
0,05
0,02
0,03
0,5
1,2


Транспортирование глинозема насыпью по железной дороге производится в хоппер - цементовозах и спеццистернах.
Глинозем должен храниться в закрытых складских помещениях или специальных силосах.
При использовании импортного глинозема его характеристики должны соответствовать ГОСТ 30558-98 или согласованной спецификации договора поставки.
Криолит, ГОСТ 10561-80. Криолит искусственный технический марки К-А должен соответствовать требованиям, представленным в табл.2.

Таблица 2
Наименование показателей
Норма для марок
К-А


Высший сорт
первый сорт

Внешний вид
мелкокристаллический порошок серовато-белого цвета

Массовая доля фтора, %, не менее

54,0
54,0

Массовая доля алюминия, %, не более
18,0
19,0

Массовая доля натрия, %, не менее
23,0
22,0

Криолитовый модуль, %, не менее
1,7
1,5

Массовая доля двуокиси кремния SiO2, %
0,5
0,9

Массовая доля окиси железа FeОз, %
0,06
0,08

Массовая доля сульфатов в пересчете на SO4, %
0,5
1,0

Массовая доля пятиокиси фосфора Р2О5, %
0,05
0,2

Фтористый алюминий, ТУ 48-0117-6-8. Хранение производится в закрытом складском помещении, срок хранения не ограничен.
При использовании импортного криолита его характеристики должны соответствовать ГОСТ 10561-80 или согласованной спецификации договора поставки.
Алюминий фтористый технический должен соответствовать требованиям, представленным в табл.3.
Транспортирование продукта производится в крытых железнодорожных вагонах. Фтористый алюминий хранят в закрытом складском помещении в неповрежденной упаковке изготовителя.
При использовании импортного фтористого алюминия его характеристики должны соответствовать ТУ или согласованной спецификации по договору поставки.

Таблица 3
Наименование показателя
Норма для сорта


высший
Первый

Внешний вид
Порошок белого или серого цвета

Потери при прокаливании, %, не более
2,5
3,5

Массовая доля фтористого алюминия, %, не менее
93
88

Массовая доля свободной окиси алюминия (AI2O3), %
4
7

Массовая доля суммы двуокиси кремния и окиси железа
0,3
0,4

Массовая доля пятиокиси фосфора Р2О5, %, не более
0,02
0,02



Фтористый натрий, ТУ 113-08-586-86. Натрий фтористый технический должен соответствовать требованиям, представленным в табл.4.
Фтористый натрий транспортируют любым видом транспорта, в крытых транспортных средствах, предохраняя продукт от попадания влаги.
Фтористый натрий хранят в закрытых складских помещениях. Фтористый натрий пожаро- и взрывоопасен, токсичен.
При использовании импортного фтористого натрия его характеристики должны соответствовать ГОСТ 2871-75 и ТУ 113-08-586-86 или согласованной спецификации договора поставки.

Таблица 4
Содержание компонентов
Высший сорт
Первый сорт

Фтористый натрий, %, не менее
97,0
95,0

Сода, %, не более
отсутствует
0,2

Сульфат натрия, %, не более
0,3
0,3

Остаток нерастворимый в воде, %, не более
0,7
2,0

Влага, %, не более
0,2
0,5


Магний фтористый, ТУ 95.702-80. Фтористый магний изготавливают марок МФ-1 и МФ-2. Химический состав фтористого магния должен соответствовать следующим требованиям, представленным в табл. 5.
Таблица 5
Наименование показателя
МФ-1
МФ-2

Массовая доля фтористого магния (MgF2), %, не более
96
80

Массовая доля окиси магния, %, не более
2
20

Массовая доля суммы двуокиси кремния, окиси железа и окиси меди, %, не более
1,5
1,5

Массовая доля сульфатов в пересчете на SO4, %, не более
0,5
0,5

Массовая доля бериллия, %, не более
0,1
0,1

Массовая доля влаги, %, не более
3,0
3,0

Примечание: нормы содержания основного вещества и примесей даны в пересчете на сухое вещество.
Фтористый магний транспортируют всеми видами транспорта в крытых транспортных средствах.
Фтористый магний в упакованном виде должен храниться в сухом закрытом помещении. Гарантийный срок хранения фтористого магния – два года со дня изготовления. При истечении гарантийного срока фтористый магний может быть использован по назначению после предварительной проверки его качества на соответствие требованиям ТУ 95.702-80.
Порошок магнезитовый каустический, ГОСТ 1216-87. Порошок магнезитовый по физико-химическим показателям должен соответствовать нормам, представленным в табл.7.

Таблица 7

Наименование показателей
Норма для
ПМК-87

Mg, не менее
87

СаО, не более
1,8

Fe203 + AI2O3, не более
2,2

Потери массы при прокаливании, %, не более
6

Массовая доля влаги, %, не более
1

Плотность, г/см3, в пределах
3,1-3,4


Электролитическим способом получают алюминий технической чистоты в соответствии с ГОСТ 11069-2001.
Таблица 8
Марка


Примесь, %, не более
Алюми-ний,
%,
не менее




Крем ний
Железо
Медь
Мар-ганец
Маг- ний
Цинк
Галлий
Титан
Прочие примеси (каждой в отдель- ности)


Алюминий высокой чистоты

А995
0,0015
0,0015
0,001
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
99,995

А99
0,003
0,003
0,002
0,002
0,001
0,003
0,003
0,002
0,001
99,99

А98
0,006
0,006
0,002
0,002
0,002
0,003
0,003
0,002
0,001
99,98

А97
0,015
0,015
0,005
0,002
0,005
0,003
0,003
0,002
0,002
99,97

А95
0,020
0,025
0,010
0,002
0,005
0,005
0,003
0,002
0,005
99,95

Алюминий технической чистоты

А85
0,06
0,08
0,01
0,02
0,02
0,02
0,03
0,008
0,02
99,85

А8
0,10
0,12
0,01
0,02
0,02
0,04
0,03
0,01
0,02
99,80

А7
0,15
0,16
0,01
0,03
0,02
0,04
0,03
0,01
0,02
99,70

А7е
0,08
0,20
0,01
-
0,02
0,04
0,03
0,01
0,02
99,70

А7э
0,10
0,20
0,01
0,03
-
0,03
0,04
0,012
0,03
99,70

А6
0,18
0,25
0,01
0,03
0,03
0,05
0,03
0,02
0,03
99,60

А5е
0,10
0,35
0,02
-
0,03
0,04
0,03
0,015
0,02
99,50

А5
0,25
0,30
0,02
0,05
0,03
0,06
0,03
0,02
0,03
99,50

A35
0,65 Si+Fe4
0.05
0,05
0,05
0,10
-
0,02
0,03
99,35

АО
0,95 Si+Fe4
0,05
0,05
0,05
0,10
-
0,02
0,03
99,00


Для суммы титана, ванадия, хрома и марганца:
массовая доля ванадия не более 0,03 %;
допускаемая массовая доля железа не менее 0,18 %;
3) в документе о качестве указывается фактическое значение массовой доли железа и кремния отдельно.



1.3 Теория электролиза

Современное производство алюминия основано на электролитическом разложении глинозема (Al2O3) с выделением на катоде металлического алюминия, а на аноде – газообразных продуктов электролиза. На рис.1 схематически изображена электролитическая ячейка, в которой можно произвести электролиз криолито-глиноземных расплавов.
Все содержимое ячейки размещается в керамическом тигле 1. Со стороны дна установлена графитовая пластина 2, к которой подведен отрицательный полюс от источника постоянного тока (катод). В верхней части ячейки помещается угольный анод, к которому подведен положительный полюс источника тока. Анод погружается в расплавленный электролит 3, роль которого заключается, во-первых, в образовании токопроводящей среды между катодом и анодом, во-вторых, в растворении глинозема.
Последний фактор весьма важен, т.к. он позволяет растворить порошковый оксид алюминия в жидкой фазе, где становится возможным его электролитическое разложение. В электролите Al2O3 диссоциирует на положительные ионы алюминия (катионы) и отрицательные кислородосодержащие ионы (анионы). Ниже слоя электролита размещается расплавленный алюминий 4, фактически выполняющий роль катода.
Присоединим ячейку к положительному и отрицательному полюсам источника тока и в цепи появится прямой электрический ток, т.е. поток электрических зарядов. В металлических проводниках и графите ток переносится за счет электронов (проводники I-го рода), а в жидких электропроводящих средах (электролитах) – за счет ионов (проводники II-го рода). Проводники I-го рода, подводящие ток к электролитам, называют электродами.
Электрический ток, проходящий через электролит, вызывает в электролите химические изменения. Этот процесс носит название электролиза. В нашей ячейкена катоде появляются избыточные электроны (e-), которые захватываются катионами алюминия и приводят к его восстановлению по реакции:
Al3+ + 3e- = Al.


Рис. 1

На аноде происходит поглощение электронов от отрицательно заряженных анионов. В суммарном виде анодная реакция может быть записана в следующем виде:

2O2- – 4e- + C = CO2.

Образовавшийся на катоде алюминий, будущий по удельному весу тяжелее электролита, накапливается на дне ячейки и в последующем выполняет функции катода. Углекислый газ за счет взаимодействия углерода анода частично восстанавливается по реакции CO2 + C = 2CO и свободно удаляется от анодов в систему газоотсоса. Добавим к этому, что в качестве электролита алюминиевой ячейки повсеместно используются криолит, имеющий форму смеси двух солей 3NaF · AlF3 или в суммарном виде Na3AlF6.
Криолит в расплавленном состоянии хорошо расплавляет глинозем и достаточно электропроводен для использования в электролизе. Электролит по удельному весу легче металла, поэтому он находится над поверхностью алюминия в виде расплавленного слоя.
В таком виде способ производства алюминия электролизом глинозема в расплаве криолита был изобретен одновременно двумя инженерами П. Эру (Франция) и Ч. Холлом (США) в 1886 г. И до настоящего времени, в принципе, сохраняется неизменным.
Агрегат для промышленного производства алюминия носит название алюминиевого электролизера или алюминиевой ванны. В конструкцию электролизера заложены те же основные принципы, что и в элементарной ячейке на рис.1. Содержимое электролизера – расплавленный электролит и алюминий находятся в ванне, ограниченной угольной подиной и бортовой футеровкой. Ниже подины размещена футеровка из огнеупорного и теплоизоляционного материалов. Ток в подине подводится с помощью стальных стержней (блюмсов), соединенных с катодной ошиновкой. Через анодную ошиновку ток подводится к анодному устройству и непосредственно к угольным анодам. Анод находится в полупогруженном состоянии в электролите, расстояние между анодом и расплавленным алюминием носит название междуполюсного расстояния (МПР).

1.4 Строение криолито-глиноземных расплавов

Электролиз расплавленных солей ведут при перегреве на 15-20 0C выше температуры плавления данного электролита.
Известно, что строение расплавленных солей вблизи температуры кристаллизации во многом сходно со структурой соответствующих твердых веществ. Поэтому по строению твердых солей и их смесей можно в известной мере судить о структуре расплавов. При плавлении сохраняется лишь ближний порядок в расположении частиц, а дальний порядок полностью нарушается.
Криолит в твердом состоянии – вещество с ионными химическими связями. В основе строения криолита (как и фторида алюминия) лежит сложный октаэдрический ион, или группа AlF63- (рис. 2).
В кристаллической решетке криолита ионы Na+ и AlF63- упакованы так, что каждый ион натрия имеет шесть соседних ионов фтора, причем ионы фтора и алюминия (в октаэдрах) связаны более короткими связями, чем ионы фтора и натрия: среднее расстояние между ионами фтора и алюминия 0,18 нм, а между ионами фтора и натрия 0,24 нм, т.е. на 1/3 больше.


Рис. 2

Поэтому при расплавлении криолита в нем в первую очередь будут нарушаться более длинные (т.е. менее прочные) связи, и криолит должен диссоциировать на ионы Na+ и AlF63-:

Na3AlF6 3Na+ + AlF63-.

Но так как алюминий и фтор в сложных октаэдрических группах AlF63- также связаны ионными связями, то в расплаве может происходить последующий расплав этих групп на более простые ионы, с которыми группа AlF4- находится в равновесии:

AlF63- AlF4- + 2F-.

С ростом температуры степень диссоциации AlF63- увеличивается.
В расплавленном состоянии NaAlF4 (комплексные ионы AlF4-) довольно устойчивы.
Таким образом, расплавы криолита состоят из ионов: Na+, AlF63-, AlF4- и F-.
Глинозем также имеет кристаллическую решетку, в узлах которой находятся ионы Al3+ и O2-. В кристаллах глинозема значительна доля ковалентных связей, поэтому при введении глинозема в жидкий криолит структура расплава изменяется.
Растворение глинозема в криолите представляется как процесс последовательного вытеснения из кристаллической решетки иона O2- и Al3+ ионами Na+ и F-. Значения радиусов ионов F- (0,133 нм) и O2- (0,132 нм) близки, что облегчает замену F- на ионы O2- в расплаве. «Растворителем» глинозема являются ионы AlF63- и частично AlF4-. В результате замены ионов F- на ионы O2- образуются более сложные оксифторидные ионы, например AlOF2-:

AlF63- + Al2O3 3AlFO2-.

По мере увеличения концентрации глинозема в расплаве строение оксифторидных комплексов усложняется. Вероятно образование полимеризованных комплексов с мостиковыми связями Al-O-Al.
Так как у двух ионов алюминия имеются свободные орбитали, то при увеличении содержания глинозема в расплаве возможно образование более громоздких полимеров с разветвленной цепью. Это приводит к понижению активности основных переносчиков тока – ионов натрия и, как следствие, к понижению электропроводности. Вязкость таких расплавов растет. Кроме того, известно, что полимеризованные расплавы склонны к переохлаждению при кристаллизации, что и наблюдается на практике.
При охлаждении происходит разрушение комплексов и полимеров, и криолит кристаллизуется отдельно от глинозема.
Итак, криолито-глиноземные расплавы в наиболее общем виде состоят из катионов натрия и оксифторидных анионов:

Na3AlF6 + Al2O3 3NaAlOF2 3Na+ + 3AlOF2-.

1.5 Основные производственные показатели процесса

Количество алюминия, которое можно получить при электролизе, рассчитывается, исходя из закона Фарадея по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 кг, (1.1)

где I – сила тока на серии, кА;
T – время, ч;
13 EMBED Equation.3 1415– выход по току, ед;
0,336 – электрохимический эквивалент алюминия, г/А-ч.
Выход по току рассчитывается как отношение количества алюминия, фактически полученного при электролизе, к его количеству, которое должно было выделиться теоретически согласно закону Фарадея. Практически из алюминиевой ванны извлекается несколько меньшее количество металла, чем это следует из формулы (1.1). Часть металла теряется, поэтому значение
·t всегда меньше единицы.
Указанные потери металла в ванне можно разделить на прямые и косвенные. К прямым относятся потери алюминия за счет окисления растворенного в электролите металла анодными газами. Чем выше растворимость алюминия в электролите, тем выше прямые потери. К косвенным потерям можно отнести снижение выхода электролитического алюминия за счет всякого рода утечек тока, т.е. прохождения части тока минуя межполюсной зазор.
Выход по току характеризует эффективность использования тока на том или ином электролизере и является важным техническим показателем процесса электролиза.
Расчет можно произвести, исходя из электрохимического эквивалента и наработки металла за период времени t:

13 EMBED Equation.3 1415, %. (1.2)

Удельный расход электроэнергии определяется делением количества затраченной электроэнергии на полученное количество алюминия. Количество затраченной электроэнергии W определяется по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415, кВт
·ч, (1.3)

где Uср – среднее напряжение на электролизере, В.
Выход по энергии, т.е. выход алюминия в граммах на 1 кВт
·ч:

13 EMBED Equation.3 1415, г/кВт
·ч. (1.4)

Рассчитать среднее напряжение Uср на электролизере можно по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415, В, (1.5)

где Uр – рабочее напряжение в самом электролизере;
13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в катодной, анодной ошиновке и стояках;
13 EMBED Equation.3 1415 – повышение среднего напряжения за счет анодных эффектов.
Рабочее напряжение складывается из следующих составляющих:

13 EMBED Equation.3 1415, В, (1.6)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – напряжение разложения Al2O3 плюс катодное и анодное перенапряжение (или обратная ЭДС);
13 EMBED Equation.3 1415, 13 EMBED Equation.3 1415, 13 EMBED Equation.3 1415 – перепад напряжения соответственно в электролите, катодном и анодном узлах.
Повышение среднего напряжения за счет анодных эффектов рассчитывается по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415, (1.7)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – среднее напряжение анодного эффекта, В;
13 EMBED Equation.3 1415, 13 EMBED Equation.3 1415 – число анодных эффектов в сутки и средняя их длительность в минутах;
1440 – количество минут в сутках.
Падение напряжения в электролите (1,3-2,0 В) обусловлено его омическим сопротивлением. В упрощенном виде его можно рассчитать по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415, (1.8)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – удельное сопротивление электролита, Ом
·см;
13 EMBED Equation.3 1415– сечение токопроводящей части электролита, см2;
13 EMBED Equation.3 1415– междуполюсное расстояние, см.
Количество оксида алюминия (глинозема), израсходованного в процессе электролиза за время t (ч), составит:

13 EMBED Equation.3 1415, кг (1.9)

Откуда теоретически расход Al2O3 должен составить:

13 EMBED Equation.3 1415 на 1кг алюминия. (1.10)

Выход по току характеризует эффективность использования тока на том или ином электролизере и является важным технологическим показателем процесса электролиза.
Другой показатель эффективности технологии электролиза – удельный расход энергии в постоянном токе на единицу произведенного алюминия. Определяется он делением количества затраченной энергии на полученное количество алюминия.
Падение напряжения в подине не должно превышать 350-380 мВ.

1.6 Влияние электромагнитных полей

На электролизере, работающем в идеальных условиях, расплав, в силу различия плотностей, разделен на две жидкие фазы – электролит и расплавленный алюминий с четко выраженной границей раздела. Граница раздела находится в состоянии покоя, т.е. неподвижна. Алюминий, попадающий в электролит в виде металлического тумана или взвешенных корольков, хорошо отстаивается и лишь в небольших количествах достигает анодной зоны, где окисляется до оксида. Такой электролизер работает с максимальным выходом по току.
Однако на реально работающем электролизере металл и электролит находятся в интенсивном движении. На жидкий металл воздействуют электромагнитные силы, а электролит перемещается под воздействием удаляющихся анодных газов и сил температурной конвекции. Имеет место и взаимное воздействие потоков металла и электролита. В конечном счете, в расплаве алюминиевого электролизера можно наблюдать интенсивную турбулизацию границы раздела фаз, волнение циркуляцию металла, наличие перекосов металла и т.д., что крайне отрицательно сказывается на выходе по току и производительность электролизера. Эти проявления носят общее название как магнитогазодинамическая нестабильность или сокращенно МГД-нестабильность.
Электромагнитные силы. В жидком металле имеет место взаимодействие двух физических полей – электрического и магнитного. Воздействие магнитного поля проводника и протекающего через него тока регенерируют так называемую силу Лапласа (электромагнитную индукцию), действуя на единицу объема расплавленной среды перпендикулярно движению тока (правило правой руки). Именно силы Лапласа вызывают перемещение расплавленного металла.
Характер воздействия электромагнитной силы на устойчивость расплавленного металла и поверхность раздела определяется также тем, является она вихревой (кинетической) или потенциальной. Профиль скорости циркуляции металла формируется под действием вихревой силы. Эпюра циркуляции металла носит многоконтурный характер, т.е. в пределах одного электролизера имеет место несколько контуров циркуляции.
Число контуров определяется как конструктивными особенностями ошиновки, так и технологическими факторами (состоянием настылей, распределением тока, и т.д.). Более того, можно считать, что каждый электролизер имеет собственную картину циркуляции с «базовым» вкладом в результирующую эпюру параметров ошиновки и существенным «индивидуальным» вкладом в нее технологической составляющей. Максимальная скорость циркуляции может достигать 15-20 см/с и более.
Флуктуация значений некоторых других параметров электролизера – дополнительный источник МГД-нестабильности. Согласно промышленным измерениям и теоретическим расчетам к нестабильности такого рода можно отнести следующие факторы:
- флуктуацию тока серии – 0,3-3,6 кГц;
- колебания напряжения при анодном эффекте – 1,0 Гц-2,0 кГц;
- влияние газогидродинамических процессов (ГГД) – 1-35 Гц;
- образование и сход газовых пузырьков анодных газов – 1-3 Гц;
- капиллярные волны по поверхности расплава, обусловленные силами поверхностного натяжения и представляющие собой «рябь» на поверхности раздела металл-электролит-0,3-2,0 Гц;
- нарушения распределения тока в катоде (осадки, коржи) - 0,03-0,25 Гц;
- колебания поверхности раздела металл-электролит – 0,02-0,05 Гц.
Сигналы о переменной составляющей напряжения, регистрируемой системой АСУТП, классифицируется, как «шум» или волнение металла и является результатом сложения различных видов колебаний. Колебания напряжения в диапазоне частот 0,02-0,05 Гц. представляет собой колебания поверхности раздела металл-электролит, т.е. границы раздела сред с различной плотностью. Этот тип колебаний поверхности и рабочего напряжения определяется на всех современных АСУТП путем фильтрации полученных измерений. Амплитуда колебаний рабочего напряжения при развитой МГД-нестабильности достигает 1,5 В с прямым «подмыканием» металла на анод. В зависимости от условий возникновения, такие колебания могут быть как незатухающими, так самогасящимися.
Практически все современные заводы используют в системах АСУТП параметры «шумов» и волнения металла для контроля технологического состояния электролизеров с распознанием характера возмущения по амплитуде и периоду флуктуации рабочего напряжения, приведенного к току.
Возникновение колебаний имеет не только технологические, но и конструктивные причины. Число основных конструктивных факторов относится к геометрия шахты ванны. Воздействия на волнения металла выражается в том, что при определенном соотношении длины шахты к ширине происходит гашение поверхностных волн или их ускорение. Наиболее оптимальным вариантом является некратное соотношение длины шахты к ширине.
В электролизере всегда присутствует набор определенного типа колебаний, имеющий собственные характеристики – период, длину волны, время затухания. При их наложении может создаться разнообразная МГД-ситуация, от образования гравитационных волн до стоячих или круговых вращающихся волн. При увеличении силы тока большая часть МГД-параметров приобретает тенденцию к росту нестабильности.
Для электролизеров ОА, где всегда имеется разброс токовой нагрузки по анодам из-за разного срока их службы, степени утепления, способа питания глиноземом и др. большую роль играют горизонтальные токи. Результаты измерений на ваннах ОА показывают наличие продольных горизонтальных токов, составляющих до 25-30% от плотности вертикальных токов. Следует отметить, что на ваннах с самообжигающимися анодами разбаланс анодной плотности тока ниже, т.к. подошва анода должна быть эквипотенциальна. Однако по результатам промышленных измерений и рассчитанным данным потенциал самообжигающегося анода в пределах рабочей поверхности различается на 20-150 мв, что соответствует отклонению от номинальной величины вертикальной анодной плотности тока на 5-15%, а локальных точках до 30%.
На нормально работающей ванне высота волн в пространстве между анодом и бортом составляет 4 см и более, а под анодом примерно в 2 раза меньше. При усилении МГД-нестабильности электролизера высота волн соответственно возрастает. Однако на электролизерах малой мощности возможность короткого замыкания металла с анодом мало вероятно. Это говорит о том, что при относительно небольшой силе тока отсутствуют значительные электромагнитные силы, способные привести к развитию МГД-возмущений, как по перекосу металла, так и устойчивости поверхности раздела металл-электролит. Однако на электролизерах повышенной мощности такая вероятность всегда существует.














2. РАСЧЕТНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Состав электролита, уровни металла и электролита

Состав электролита задается с учетом большого числа факторов, определяющих работу электролизера: температура ванны, растворимости глинозема, вязкости электролита, состояния гарнисажей и др.
Основная задача технолога состоит в том, чтобы поддерживать стабильное значение криолитового отношения (к.о.) и содержание добавок в пределах, установленных технологической инструкцией. Это довольно непростая задача, т.к. в процессе электролиза состав электролита существенно меняется в результате потери летучих фракций (прежде всего AlF3), потерей NaF за счет избирательной пропитки этой солью угольной футеровки, а также поступления примесей с глиноземом и другим сырьем и т.д.
Основная форма поддерживания состава электролита – это так называемая корректировка, т.е. периодическая компенсация теряемых в процессе электролиза компонентов, прежде всего солей AlF3, CaF2 и NaF. Для определения криолитового отношения, содержание CaF2 и MgF2 отбирают пробы электролита с ванн по установленному графику. Содержание глинозема и угольной пены в пробах должны быть минимальным. Исходя из объема электролита и результатов анализа, расчитывается масса добавок индивидуально для каждого электролизера.
Способы корректировки могут быть различными. Загрузка AlF3 в электролизеры осуществляется путем подсыпки тонким слоем на корку электролита, с которой предварительно удаляется глинозем. Место подсыпки желательно выбирать с продольной стороны электролизера, которое подлежит обработке в ближайшее время. Разовая загрузка фтористого алюминия зависит от мощности электролизера и может составлять от 40 до 100 кг. Загруженный слой фтористого алюминия присыпается глиноземом. Таким способом удается избежать потерь этой добавки за счет пыления и сублимации. Возможна подача фтористого алюминия сразу же после обработки электролизера на свежую корку. Однако в этом случае вновь загруженная порция фтористого алюминия должна быть присыпана глиноземом.
Загрузка фтористого алюминия в электролизер, как правило, производится с помощью специализированной техники: машин по загрузке фтористого алюминия, через модуль автоматизированного питания фтористым алюминием АПФ или другим механизированным способом. Применяются подвесные бункера с весовыми устройствами типа «потеря в весе», позволяющие подавать на ванны дозированные порции AlF3.
Успешно используются система питания электролизеров фтористыми солями в виде их смеси с глиноземом. Смесь готовят на складе глинозема с помощью специальных весовых дозаторов. Готовая смесь (фторглиноземная шихта) с помощью пневмотранспорта перемещается в межкорпусные емкости – накопители, откуда ее развозят по ваннам.
Фтористый алюминий поступает в электролизеры также с глиноземом после сухой газоочистки. Все эти источники поступления AlF3 должны быть учтены при расчете корректировки электролита.
Весьма эффективно использовать фтористый алюминий в виде мелких гранул или брикетов. Потери за счет пыления и сублимации при этом минимальны. На электролизерах ОА получила развитие автоматизированная корректировка состава электролита по температуре ликвидуса.
Корректировка фтористым кальцием производится по результатам анализов на содержание CaF2 с учетом уровня электролита. Засыпка ведется ровным слоем на поверхность электролита по центру продольной стороны непосредственно после разрушения корки электролита. Сверху CaF2 присыпается тонким равномерным слоем криолита или фтористого алюминия. Соотношение загружаемого фтористого кальция и криолита должно быть 1:2 – 1:3, а с фтористым алюминием 1:1 ч 1:2. Поверх фтористых солей загружается очередная порция глинозема. Корректировка фтористым кальцием у электролизеров с низким уровнем электролита не производится.
Фтористый натрий загружается на открытую поверхность электролита, лучше во время «вспышки» или сразу после ее гашения. В таком случае NaF полностью растворяется в электролите и не идет в осадок на подину. Технический криолит чаще применяют для обновления электролита, улучшения отделения пены и снижения науглероженности электролита. Во избежание выпадания электролита в осадок его переплавляют осторожно, небольшими порциями, предварительно подогревая на корке.
Наметившиеся в последние годы интенсификация процесса электролиза за счет повышения силы тока на сериях ставит новые более жесткие требования к составу электролита. Появляется необходимость максимально снизить греющее напряжение в междуполюсном пространстве, как за счет электропроводности электролита, так и за счет уменьшения его газонаполнения.
Согласно расчетам объем анодных газов, еще не успевших удалиться из под анода, составляет 20-30% от объема МПР. Такое количество непроводящего материала вызывает уменьшение эффективного сечения электролита и дополнительное падение напряжение в межполюсном пространстве на 0,10 - 0,15В.
Вязкость электролита и условия его циркуляции имеет при этом первостепенное значение. По указанным выше соображениям технолог стремится работать на кислых электролитах, но ограничен в возможности повышения содержания добавок CaF2, и особенно MgF2, не только снижающих проводимость электролита и растворимость в нем глинозема, но и повышающих его вязкость.
Что касается уровня электролита и соответственно объема электролита в ванне, то они должны обеспечивать нормальный ход электролизера, т.е. растворение достаточного количества глинозема и необходимую теплопередачу из междуполюсного пространства к борту ванны. Анализ энергетического баланса электролизера показывает, что в электролите потребляется порядка 80% всей расходуемой электролизером энергии, из которой 49% расходуется на разложение глинозема, не превращаясь в тепло, а 31% выделяется в виде джоулевого тепла и теряется через анод, криолито-глиноземную коробку, бортовые стенки, и с анодными газами.
Такое распределение тепловой энергии показывает, что основная ее часть отводится из рабочей зоны через границу электролита с гарнисажем, коркой и анодом. Отсюда следует, что отвод избыточного тепла из межполюсного пространства происходит преимущественно за счет электролита, точнее его циркуляции от центра к периферии.
Избыточное количество электролита приводит к замедлению его циркуляции в направлении от центра анода на периферию и снижению теплопередачи: при недостаточном количестве электролита существенно возрастает число анодных эффектов, часть глинозема выпадает в осадок на подину. Избыточный электролит сливается из ванны, а недостаток восполняется переплавкой оборота, свежего или вторичного криолита.
Алюминиевые заводы, оснащенные современными электролизерами ОА и работающие на кислых электролитах с низким перегревом, сталкиваются с проблемой искусственной переработки в ваннах излишнего электролита. С одной стороны это связано с тем, что электролизеры ОА работают практически без снятия угольной пены и потери электролита невелики. С другой – это результат поступления значительных количеств оксида натрия с сырьевыми материалами и, особенно с глиноземом. Поступивший оксид натрия взаимодействует с AlF3 электролита по реакции:

3Na2O + 2AlF3 = 6NaF + Al2O3,

при этом образуется 6 молекул NaF, и к.о. электролита сдвигается в сторону повышения. Чтобы восстановить исходное к.о. избыточный NaF следует связать добавкой фтористого алюминия:

6NaF + 2AlF3 = 2(3NaF · AlF3).

Такая реакция справедлива для электролита при к.о. 3,0. Если условно предположить, что электролит имеет к.о. 2,0, то эту же реакцию можно записать как:
6NaF + 3AlF3 = 3(2NaF · AlF3).

При этом масса образовавшегося кислого криолита, рассчитанная по молекулярному весу, возрастает на 37%. Если обратиться к реальным значениям к.о., например: рядовой–2,6, кислый–2,3, то увеличение наработки электролита составит 11%. Этот рост количества электролита оказывается достаточным не только для покрытия его производственных потерь, но и приводит к образованию его избытка, который периодически необходимо сливать из ванн.
Для нормальной эксплуатации электролизеров с самообжигающимися анодами уровень электролита поддерживают в пределах 15-18 см., стремясь удерживать его по возможности на нижнем пределе. На электролизерах с обожженными анодами, на которых при замене анодов извлекается в виде корки большое количество электролита, технолог стремится иметь некоторый резерв объема электролита и поддерживать его уровень в пределах 19-22 см.
Не менее важная задача – поддерживание нормального уровня (или «зеркала») металла в ванне. Что касается роли металла в переносе тепла и выравнивании температуры в ванне, то, несмотря на высокую теплопроводность алюминия, она относительно невелика. При циркуляции электролита со скоростью от 0,01 до 0,2 м/с интенсивность переноса тепла электролитом за счет циркуляции на один-два порядка выше, чем металлом за счет теплопроводности. Однако это не означает, что уровень металла слабо влияет на тепловой баланс электролизера.
Для электролизеров, особенно большой мощности, характерна значительная плотность горизонтальных токов в металле с вытекающими из этого последствиями. Известно, что при понижении уровня металла плотность горизонтальных токов возрастает.
Если же принять во внимание другие факторы (удобство обслуживания анодов, стремление иметь более теплоемкую массу в ванне, а также по возможности меньшую глубину погружения анодов в шахту), то необходимо стремиться к более полному заполнению шахты ванны жидким алюминием.
Чрезвычайно важным является последний фактор – степень погружения анода. Технологом хорошо известна ситуация, когда при чрезмерном снижении «зеркала» металла (на 4-6 см) и заглубления анодного массива в шахту происходит усиление обгорания и осыпания анодов, как самообжигающихся, так и обожженных. Образуется большое количество угольной пены. Это одна из наиболее распространенных причин расстройства технологии электролизеров. Стабильность уровня металла регулируется технологом путем заданием на выливку металла индивидуально для каждого электролизера.

2.2 Аварийные случаи в работе ванн

Аварийное состояние электролизера возникает при прорыве электролита или металла через бортовую или катодную футеровку ванны. Прорыв электролита происходит обычно через бортовую футеровку в случае расплавления гарнисажа и разрушения бортовых плит, угольных или карбидокремниевых. Аварийное состояние может наступить через 1-2 года работы ванны как в результате механического разрушения бортовой футеровки при обработке ванн, так и за счет окисления кислородом воздуха с наружной стороны. Отсутствие надежных бортовых настылей повышает риск разрушения периферийной футеровки ванны. Прорыв металла происходит преимущественно через подину ванны при разрушении швов или при «вскрытии» подины.
Восстановление бортовой футеровки можно производить без отключения ванны на капитальный ремонт путем забивки мест разрушения подовой массой. Для этого уровни металла снижают до 20-30 см (в зависимости от глубины шахты ванны), а электролита до 12-15 см. В месте разрушения срезают фланцевый лист, пространство между бортом и анодом забивают оборотным электролитом.
Застывший электролит выбивают отбойными молотками и расчищают место разрушения. Если имеется разрушение катодного кожуха, участок разрушения ограждают стальным листом, жестко прикрепленным к кожуху. Со стороны расплава также устанавливают металлический лист или доску по форме бортовой плиты.
Далее в подготовленную ячейку набивают подовую массу в несколько засыпок в зависимости от высоты разрушения. Высота набойки за одну засыпку не должна превышать 80-100 мм. В течение 6-8 ч район набойки прокладывают оборотным электролитом до полного спекания подовой массы, после чего пространство борт-анод очищают от оборотного электролита и прочищают скребком подошву анода. В районе ремонта электролит очищают от угольной пены. На отремонтированном участке желательно поддерживать надежную настыль, так как качество восстановленной футеровки обычно ниже, чем исходных бортовых плит.
Прорыв металла относится к категории наиболее опасных технологических нарушений, поскольку расплавленный алюминий имеет высокую текучесть, а перегрев его относительно температуры плавления составляет порядка 300°С. Разрушения, предшествующие прорыву, происходят в несколько этапов. Вначале в угольной футеровке образуются трещины, локальные дефекты и сквозные отверстия, достигающие стальных блюмсов. Причиной образования дефектов в футеровке может быть недоброкачественная набойка междублочных швов при монтаже или нарушения графика обжига подины, в результате чего шов отслаивается от подового блока и образует щель, шов разрыхляется и выкрашивается.
Не менее важной причиной разрушения угольной подины является проникновение металлического натрия в кристаллическую структуру углерода. Атомы натрия раздвигают плоские структурные образования (гексагональные сетки) и способствуют разбуханию материала катода. В значительной степени страдает и металлический катодный кожух, т.к. возникающие при этом напряжения способны превысить предел прочности кожуха и его крепления.
Наиболее устойчивым материалом к проникновению натрия является графит, далее следует кальцинированный антрацит, пековые и нефтяные коксы. Как указывалось в предыдущей главе, именно поэтому в последние годы все более широкое распространение получили катодные угольные блоки с добавкой графита (от 25 до 100%). Это, безусловно, более дорогие материалы, но стойкость их против натриевой агрессии и более высокий срок службы оправдывают повышенные затраты.
Установлено, что натриевое воздействие на углерод подины можно снизить путем использования более щадящей технологии электролиза. Состав электролита и, в частности, концентрация фтористого натрия в электролите в значительной степени определяют интенсивность внедрения натрия. Со снижением криолитового отношения и уменьшением концентрации NaF в электролите внедрение натрия в угольную футеровку ослабевает. Это один из аргументов в пользу применения в практике электролиза «кислых» электролитов с криолитовым отношением 2,25-2,50. Добавки солеи CaF2 и MgF2 также тормозят проникновение натрия в структуру углерода и снижают деформацию подины.
На степень деформации угольной подины влияет катодная плотность тока, т.е. количество ампер тока на единицу поверхности катода. Отрицательно влияет не столько повышение средней плотности тока, сколько неравномерность распределения тока по отдельным блокам. Износ более интенсивен на тех блоках, которые имеют завышенную плотность тока. Поэтому изоляция части подины осадками глинозёма и настылями будет неизбежно способствовать перераспределению тока и износу более нагруженных участков подины. Аналогичная ситуация возникает при нарушении соединения того или иного блока с катодной шиной.
Образование карбидов алюминия также можно оценить как негативный фактор с точки зрения износа угольной подины. Однако воздействие этого процесса не столь велико, поскольку он носит характер взаимодействия на поверхности подины и не развивается в глубь её.
Возможно расслаивание и шелушение угольных блоков, образование трещин, механических сколов и т. п., особенно при длительной работе электролизера в режиме горячего хода. При длительной эксплуатации электролизеров в неблагоприятных температурных условиях происходит так называемое «вскрытие» подины. Вследствие вспучивания кирпичной футеровки цоколя поднимается центральная часть подины и катодные блоки разламываются, образуя трещины и изломы. Причиной «вскрытия» подины являются сложные процессы пропитки угольной футеровки и кристаллизации расплава в кирпичном цоколе с увеличением объёма.
В результате образования дефектов в футеровке расплавленный алюминий достигает блюмса и, постепенно растворяя его, прорывается из футерованного кожуха. В этот период содержание железа в катодном алюминии существенно возрастает и может достигнуть нескольких процентов. В конечном счёте, этот процесс приводит к аварийной ситуации.
При быстром росте содержания железа в алюминии следует тщательно обследовать состояние подины. Как правило, разрушение обнаруживается в районе тех блюмсов, где отмечается максимальная токовая нагрузка, так как металл «коротит» электрическую цепь на блюмс. На электролизерах, выдающих металл марки АО и АВ, места разрушения подины забивают специально подготовленной смесью. Смесь может быть различного состава, но в любом случае она должна образовывать плотную и тугоплавкую пробку в месте разрушения катодной футеровки.
В качестве примера огнеупорной смеси можно привести следующий состав: смесь дробленого хромомагнезитового кирпича и фтористого кальция в соотношении по массе 1:1. Тщательно смешанные материалы помещают в пакет из толстого алюминиевого листа или засыпают в противень и заливают жидким алюминием. Размер пакета (слитка) должен примерно соответствовать размеру разрушенного участка. Приготовленный пакет подогревают на корке и задвигают с помощью скребка или шумовки на разрушенный участок подины.
После забивки контролируют падение напряжение в подине и содержание фтористого кальция в электролите. Следующую забивку производят по мере необходимости, и только в том случае, если падение напряжения в подине не превышает 0,5 В, а сумма солей фтористого кальция и магния не возросла более 10%. В противном случае для снижения падения напряжения подину расчищают в зоне разрушенных участков, обновляют электролит и операцию забивки повторяют снова.
Однако предотвратить прорыв металла удаётся не всегда. В случае прорыва следует быстро опускать анод, не допуская разрыва электрической цепи серии, и если скорость вытекания металла небольшая, попытаться забить место разрушения оборотным электролитом и глиноземом.
После остановки течи на аварийной ванне приступают к восстановлению нормального режима: поднимают уровни металла и электролита, формируют в месте разрушения подины надежные настыли или, если это возможно, забивают места разрушения огнеупорными смесями. Электролит и металл, проникшие в шинный канал или на нулевую отметку, убирают и возвращают в производство.
Наиболее опасны прорывы металла в центральной части подины, под анодным массивом. Как правило, остановить подобные течи не удается и ванну отключают на капитальный ремонт. В такой ситуации следует своевременно и быстро отключить электролизер. Необходимо следить за тем, чтобы вытекающий из ванны металл не попал на катодную ошиновку и не перерезал её, поскольку при обрыве катодной ошиновки с одной стороны ванны вся электрическая нагрузка переместится на противоположный пакет шин, разогреет их или частично оплавит. В подобном случае неизбежна продолжительная остановка серии вплоть до окончания монтажа обводной ошиновки.
Для предохранения катодной ошиновки от расплавления следует защитить её стальным листом, лопатами или другим подходящим инструментом. Электрическую нагрузку на серии следует немедленно снять. Если скорость вытекания металла настолько велика, что скорость опускания анода недостаточна и возможен разрыв электрической цепи, то до отключения серии следует задвинуть под анод жерди. Можно замкнуть анод на подину, не отключая серии, а затем отключить электролизер.


2.3 Конструктивный расчет ванны

В данном курсовом проекте произведен расчет электролизеров с обожженными анодами на силу тока 90000 А.
Анодная плотность тока на этих электролизерах составит 0,8 А/см2, выход по току принимается равным 94%.
Для преобразования переменного тока в постоянный принята типовая подстанция на 850 В.
Анодное устройство электролизера ОА представляет собой анодный массив, состоящий из одного ряда обожженных анодов. Длина всего анода 2440 мм, ширина 700 мм и высота 540 мм. В анодах имеются гнезда для ниппелей, служащих для подвода к ним тока. Контакт анода с ниппелем осуществляется заливкой специальным чугуном. Ниппели соединены стальной траверсой, которая приварена к алюминиевой анодной штанге. Контакт между штангой и алюминиевой несущей шиной осуществляется винтовым зажимом. Шины подвешены на домкраты подъемного механизма, укрепленного на анодной раме. В середине верхней части рамы находится короб, через который удаляются анодные газы. К нижней части короба приварены поперечные балки, на которые упираются крышки укрытия электролизера, выполненные из листового алюминия с теплоизоляцией. Шаг между балками равен расстояния между центрами анодов. По мере срабатывания анодов анодная рама опускается до определенного предела, после которого она должна быть перетянута; сработанные аноды заменяются новыми.

2.3.1 Расчет количества анодов

Размеры анода. Определяется площадь анодного массива по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.1)
где 13 EMBED Equation.3 1415 – площадь анодного массива, см2;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – плотность тока, А/см2.

13 EMBED Equation.3 1415

Размер одного анодного блока:
ширина ba=700 мм;
длина Lа=2440 мм;
высота Hа=540 мм.
Зная размер одного блока и общую площадь анодного массива, определяется необходимое количество блоков:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.2)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – количество анодных блоков, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь анодного массива, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина анодного блока, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина анодного блока, мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Анодные блоки устанавливаются в один ряд.
Расстояние между блоками по продольной стороне принимается равным: М = 50 мм.
Тогда длина всего анодного массива равна:
13 EMBED Equation.3 1415 (2.3)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – длина всего анодного массива, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – количество анодных блоков, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина анодного блока, мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Ширина анодного массива равна Ba = 2440 (мм).

2.3.2 Определение внутренних размеров шахты ванны

После определения размеров анодов находят внутренние размеры шахты. Расстояние от анода до стенок боковой футеровки принимаются по данным практики:
расстояние до продольной стенки – 550 мм;
расстояние до торцевой стенки – 500 мм.
Тогда, ширина шахты:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.4)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – ширина шахты ванны, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина анодного блока, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – расстояние до продольной стенки, равное 550 мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Длина шахты:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.5)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – длина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – количество анодных блоков в ряду, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина анодного блока, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – расстояние между анодными блоками, равное 50 мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – расстояние до торцевой стенки, равное 500 мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Глубина шахты составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.6)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – высота технического алюминия, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – уровень электролита, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина корки электролита с глиноземом в шахте ванны, мм.
По данным практики принимаются 13 EMBED Equation.3 1415 = 130 мм; 13 EMBED Equation.3 1415 = 170 мм; 13 EMBED Equation.3 1415 = 150 мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Для бортовой футеровки используются плиты на основе карбида кремния (SiC), толщиной 65 мм. Их достоинствами являются низкая окисляемость, химическая пассивность к фтористым солям электролита и расплава алюминия, широкий спектр изменения свойств в зависимости от состава. Для чистого карбида кремния теплопроводность равна около 23 Вт/(м·К) и уменьшается до 8-10 Вт/(м·К) с увеличением добавок (нитридов и оксидов кремния и алюминия).

2.3.3 Расчет конструкции катода

Конструкция катода выбирается блочная, из блоков импортного производства размерами: шириной 410 мм, высотой 380 мм и длиной 3000 мм. Кожух выбирается шпангоутный. На рис. 3 изображены элементы катодного узла.

Элементы катодного узла

1 – бортовые блоки; 2 – засыпка; 3 – металлический катодный кожух; 4 – элементы жесткости; 5 – катодный стержень (блюмс); 6 – бровка; 7 – шпангоуты; 8 – сыпучий слой; 9 – теплоизоляция; 10 – огнеупорная футеровка; 11 – сухая барьерная смесь; 12 – межблочный шов; 13 – подовый блок; 14 – периферийный шов.
Рис. 3

Число катодных блоков определяется по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.7)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – число катодных блоков, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина блока, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина набивного шва между блоками, равная 50 мм.
13 EMBED Equation.3 1415

Расстояние от подового блока до боковой футеровки по торцевой стороне:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.8)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – расстояние от блока до боковой футеровки, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – число блока, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – число набивных швов между блоками, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина набивного шва, равная 50 мм.

13 EMBED Equation.3 1415

По продольной стороне:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.9)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – расстояние по продольной стороне, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина блока, мм.

13 EMBED Equation.3 1415


Подовая секция в сборе


1 – углеграфитовый блок; 2 – чугун или клеящая паста; 3 – стальной стержень (блюмс).
Рис. 4

Таким образом, подина электролизера будет спланирована из 13 катодных блоков. В паз каждого блока заливают стальные блюмсы сечением 130x130 мм и длиной 4030 мм. По конструктивным соображениям блюмс с каждой стороны на 565 мм больше, чем длина каждого катодного блока. Толщина чугунной заливки 10 мм.

2.3.4 Размер кожуха

Внутренние размеры кожуха определяются размерами шахты и конструктивными элементами футеровки. Тогда длина кожуха:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.10)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – длина кожуха, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина блока из карбида кремния, мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Ширина кожуха, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 (2.11)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – ширина кожуха, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина блока из карбида кремния, мм.

13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415

Высота кожуха:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.12)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – высота кожуха, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – глубина шахты, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – высота блока, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина подушки из сухой барьерной смеси (СБС), мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – толщина теплоизоляционного слоя, состоящего из двух рядов шамотного кирпича, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – вермикулитовая плита, мм.

13 EMBED Equation.3 1415

Применяемый шпангоутный кожух ванны выполнен из листовой стали толщиной 20 мм и упрочняется ребрами жесткости шириной по 200 мм. Тогда наружные размеры кожуха будут равны:

13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415

2.4. Материальный расчет

Производительность электролизера определяется в соответствии с законом Фарадея по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.13)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – производительность электролизера, кг/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – электрохимический эквивалент, равный 0,336 кг/(кА·ч);
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, кА;
13 EMBED Equation.3 1415 – время, ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – выход по току, доли единицы.
Количество алюминия, получаемого ванной за 1 час при силе тока 90 кА и выходе по току 94%, составит:

13 EMBED Equation.3 1415

Расход сырья на получение 1 кг алюминия определяется по данным практики:
глинозем – 1,921 кг;
криолит – 0,006 кг;
фтористый алюминий – 0,030 кг;
анод с учетом огарка – 0,520 кг.
Криолитовое отношение поддерживается в пределах 2,2 – 2,3. Низкое криолитовое отношение обусловлено тем, что питание глиноземом осуществляется точечным питателем и процесс протекает при низких концентрациях глинозема.
Отсюда на получение 28,43 кг алюминия в час расход сырья составит:
глинозема 28,43 · 1,921 = 54,61 кг/ч;
криолита 28,43 · 0,006 = 0,17 кг/ч;
AlF3 28,43 · 0,030 = 0,85 кг/ч;
анода 28,43 · 0,520 = 14,78 кг/ч.
Практический расход глинозема (1,91 кг) несколько больше теоретического (1,89 кг). Это объясняется наличием в глиноземе примесей, а также механическими потерями Al2O3 при транспортировки и загрузке в ванну.
Потери составляют: 28,43 · (1,91 - 1,89) = 0,85 (кг/ч).
Расход фтористых солей вызывается испарением и улетучиванием с анодными газами, потерями с футеровкой и образованием CF4 и SiF4 во время анодных эффектов, а также механическими потерями при загрузке и транспортировке.
Расход обожженных анодов в основном обусловлен окислением углерода анода кислородом, переходящим из глинозема по уравнениям:

2Al2O3 + 3C = 4Al + 3CO2;
2Al + 3CO2 = Al2O3 + 3CO;
C + CO2 = 2CO,

а также окислением кислородом воздуха. Кроме того, углерод анода теряется с угольной пеной и огарками.
Количество углерода, окисляемого кислородом. Состав анодных газов, отобранных из-под корки электролита, по практическим данным принимается равным 60% CO2 и 40% CO по объему. Количество кислорода, переходящего из глинозема в окислы углерода при получении 28,43 кг/ч Al, составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.14)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – производительность электролизера, кг/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 и 13 EMBED Equation.3 1415 – молярные массы кислорода и алюминия в глиноземе.

13 EMBED Equation.3 1415

Из этого количества, кислорода входит в состав CO2:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.15)

где 60 и 40 – процентное содержание CO2 и CO (по объему).

13 EMBED Equation.3 1415

В состав CO:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.16)

где 60 и 40 – процентное содержание CO2 и CO (по объему).

13 EMBED Equation.3 1415

Следовательно, в CO2 связывается углерода:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.17)
где 12 и 16 – молярные массы C и O.

13 EMBED Equation.3 1415

и в CO:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.18)

где 12 и 16 – молярные массы C и O.

13 EMBED Equation.3 1415

Всего связывается углерода:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.19)

Отсюда количество выделившейся окиси и двуокиси углерода за 1 час работы ванны составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.20)

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.21)

13 EMBED Equation.3 1415
Материальный баланс ванны на силу тока 90 кА при выходе по току 94% сводится в таблицу 9.

Таблица 9
Исходные продукты
кг/час
%
Конечные продукты
кг/час
%

Глинозем
54,61
77,56
Алюминий
28,43
40,84

AlF3
0,85
1,21
CO2
26,1
37,49

Криолит
0,17
0,24
CO
11,06
15,89

Углерод анода
14,78
20,99
Потери:






Глинозема
0,85
1,2




Криолита
0,17
0,24




AlF3
0,085
0,12




Углерод анода 14,78 – 11,86
2,92
4,19

Итого:
70,41
100

69,62
100


2.5 Электрический расчет ванны

2.5.1 Расчет сечения и длины ошиновки анодного устройства

Подвод тока к анодам осуществляется с помощью двух стояков и анодной шины, которая служит и несущей балкой анодного устройства. В качестве материала для стояков используется алюминиевые шины сечением 350 x 50 мм. Исходя из конструкции ванны длина анодного стояка 2500 мм. Ток к анодной шине от стояков подводится с помощью гибких спусков, один конец которых приварен к анодной шине, а другой к «Г» - образным загибам, которые при помощи болтового соединения крепятся к стоякам.
«Г» - образные загибы изготовлены из алюминиевых шин сечением 350 x 50 мм и имеют длину 1100 мм. Гибкие спуски собраны из алюминиевых лент сечением 350 x 1,5 мм и имеют длину 900 мм.
Общее сечение гибких спусков, «Г» - образных загибов и стояков одинаковое.
Стояки собраны из 3 шин с каждой стороны, тогда при силе тока 90 кА плотность тока равна:

13 EMBED Equation.3 1415

что не превышает предельных значений для алюминиевых шин.
В качестве анодной шины используется алюминиевая шина сечением 550 x 310 мм и длиной 7200 мм исходя из конструкции ванны.
В качестве штанг используются алюминиевые штанги сечением 160 x 170мм и длиной 2400 мм. Анодная штанга крепится к анододержателю шестью ниппелями диаметром 150 мм. Ниппеля заливаются в обожженные анодные блоки чугуном.

2.5.2 Расчет сечения и длины токоподводящих элементов катодного устройства

Используется горячекатаная заготовка для стержней сечением 130 x 130 мм. Площадь сечения одного блюмса:

13 EMBED Equation.3 1415

Катодные стержни соединены с алюминиевыми катодными шинами при помощи алюминиевых лент, приваренных к катодным стержням и шинам. Общая площадь сечения лент, приходящихся на один катодный стержень при плотности тока 0,5 А/мм2, равна:

13 EMBED Equation.3 1415

Используются алюминиевые ленты сечением 1,3 x 100 мм.
Тогда общее число алюминиевых лент на один стержень составит:

13 EMBED Equation.3 1415

Длина лент по конструктивным соображениям принимается равной 780 мм.
Катодные (собирательные) шины. При двусторонней ошиновке ток с каждой стороны ванны отводится от тринадцати катодных стержней алюминиевыми лентами. В пакете 5 шин сечением 400 x 4 мм.
Общее сечение пакета:

13 EMBED Equation.3 1415

длина катодного пакета равна 7700 мм.

2.5.3 Расчет баланса напряжения ванны

Среднее напряжение ванны:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.22)
где 13 EMBED Equation.3 1415 – среднее напряжение, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в анодном устройстве, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в электролите, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в катодном устройстве, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – увеличение напряжения за счет АЭ, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – перепад напряжения в соединительной ошиновке между ваннами, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – напряжение разложения, В.

2.5.4 Падение напряжения в анодном устройстве

Падение напряжения в анодном устройстве состоит из суммы падения напряжения в анодной ошиновке, в обожженных анодах, в контакте ниппель-анод, ниппеле и в контактах анодной ошиновки.
Падение напряжения в анодной ошиновке. Исходя из принятых условий, что в стояках, «Г» - образных загибах и в гибких спусках сечение одинаковое, общая длина составит:

13 EMBED Equation.3 1415

сечение равно:

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения определяется:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.23)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в анодной ошиновке, В;
Ѕ – сила тока (при двустороннем токоподводе), А;
13 EMBED Equation.3 1415 – сопротивление, Ом.
Для определения сопротивления 13 EMBED Equation.3 1415 надо найти удельное электросопротивление алюминия (
·t) при средней температуре стояков равной t1 = 500С. Принимается удельное электросопротивление Al при t = 200C:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.24)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление алюминия, Ом
· см2/ м;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление алюминия при t = 200С, равное 2,9
· 10-6 Ом
· см2/ м;
13 EMBED Equation.3 1415 = 0,004;
13 EMBED Equation.3 1415 = 500C;
13 EMBED Equation.3 1415 = 200C;

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.25)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – сопротивление, Ом;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление алюминия, Ом
· см2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – общая длина алюминиевых анодных шин, мм;
13 EMBED Equation.3 1415 – сечение анодной ошиновки, мм2.

13 EMBED Equation.3 1415

Тогда подставляя значение 13 EMBED Equation.3 1415 в формулу (2.23):
13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в анодной шине. Для упрощения расчета считается, что нагрузка распределяется равномерно по всей длине и сечению шины.

13 EMBED Equation.3 1415 (2.26)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в анодной шине, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока в анодной шине (при двустороннем токоподводе), А;
13 EMBED Equation.3 1415 – сопротивление, Ом.
Для определения 13 EMBED Equation.3 1415 необходимо найти удельное электросопротивление алюминия (
·t), при температуре шины, равной t2 =700C.

13 EMBED Equation.3 1415 (2.27)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление алюминия, Ом
· см2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление алюминия, при t = 200С; равное 2,9
· 10-6 (Ом
· см2/м);
13 EMBED Equation.3 1415 = 0,004;
13 EMBED Equation.3 1415 = 700C;
13 EMBED Equation.3 1415 = 200С;

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.28)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – сопротивление, Ом
· см;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление алюминия, Ом
· см2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина анодной шины, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – сечение анодной шины, см2.

13 EMBED Equation.3 1415

Тогда, подставляя значение 13 EMBED Equation.3 1415 в формулу (2.26), рассчитывается 13 EMBED Equation.3 1415:

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в обожженных анодах складывается из падения напряжения в угольной части, в контактах: ниппель-анод, штанга-кронштейн, в штанге и ниппеле.
Падение напряжения в угольной части анода можно рассчитать по уравнению:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.29)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в угольной части анода, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – форм-фактор электрического поля анода, который определяется размерами анода, размером и числом ниппельных гнезд;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление анода (0,005 Ом
· см2/м);
13 EMBED Equation.3 1415 – среднее расстояние от подошвы анода до дна ниппельного гнезда, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь анодного блока, см2;
13 EMBED Equation.3 1415 – количество анодов, шт.

13 EMBED Equation.3 1415 (2.30)

где 13 EMBED Equation.3 1415

где 13 EMBED Equation.3 1415 – площадь подошвы анодного блока, см2;
13 EMBED Equation.3 1415, 13 EMBED Equation.3 1415 – площадь полной и боковой поверхностей ниппельного гнезда, соответственно, см2;
13 EMBED Equation.3 1415 – число ниппелей анодном массиве, шт.

13 EMBED Equation.3 1415 (2.31)

где Lср – среднее расстояние от подошвы анода до дна ниппельного гнезда, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – высота блока, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – высота ниппельного гнезда, см.

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.32)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – равное 3,14;
13 EMBED Equation.3 1415 – диаметр ниппельного гнезда, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – глубина ниппельной заливки, см;

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.33)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – площадь боковой поверхности ниппельного гнезда, см2;
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь поперечного сечения ниппельного гнезда, см2.

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.34)

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.35)

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415

Подставляя полученные значения в формулу (2.29) рассчитывается 13 EMBED Equation.3 1415:

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжение в контакте ниппель-анод рассчитывается по уравнению:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.36)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в контакте ниппель-анод, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное сопротивление ниппелей, (Ом
· см2/м);
13 EMBED Equation.3 1415 – среднее сечение контакта, см2 (определяется как среднеарифметическое между поверхностями ниппеля и ниппельного гнезда);
13 EMBED Equation.3 1415 – общее количество ниппелей, шт;

13 EMBED Equation.3 1415 (2.37)

13 EMBED Equation.3 1415 (2.38)

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415

Удельное сопротивление ниппелей (сталь) определяется по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.39)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – температура ниппеля, 0С.

13 EMBED Equation.3 1415

Подставляя значения в формулу (2.35) рассчитывается 13 EMBED Equation.3 1415:

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в ниппеле рассчитывается по закону Ома:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.40)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в ниппеле, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление ниппеля, Ом
· см2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – высота ниппеля, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – общее количество ниппелей, шт.;
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь поперечного сечения ниппеля, см2.

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в алюминиевой штанге:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.41)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в алюминиевой штанге, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление, равное:
13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415 – средняя рабочая длина штанги, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – сечение штанги, равное: S = 16
· 17 = 272 (см2);
13 EMBED Equation.3 1415 – число штанг, шт.

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в контактах анодной ошиновки принимается по данным практики:

13 EMBED Equation.3 1415

Таким образом, общее падение напряжения в анодном устройстве составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.42)

13 EMBED Equation.3 1415

2.5.5 Падение напряжения в электролите

Падение напряжения в электролите определяется по уравнению:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.43)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – падение напряжения в электролите, В;
13 EMBED Equation.3 1415 = 90000 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное сопротивление электролита (0,5 Ом
· см2/м для принятого состава);
13 EMBED Equation.3 1415 – междуполюсное расстояние (4 см по практическим данным);
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь сечения анодного массива (112500 см2);
13 EMBED Equation.3 1415 – длина анодного массива (520 см);
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина анодного массива (244 см).

13 EMBED Equation.3 1415

2.5.6 Падение напряжения в катодном устройстве

Оно складывается из падения напряжения в подине, в частях катодных стержней, не заделанных в подину, в соединительных алюминиевых пакетах, катодной ошиновке и в контактах катодные стержни – соединительные пакеты и соединительные пакеты – катодная ошиновка.
Определяя падение напряжения в подине, пользуются уравнением М. А. Коробова 13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415 (2.44)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – приведенная длина пути тока по блоку, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное электросопротивление блока, Ом
· см2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь блюмса с учетом чугунной заливки, см2;
13 EMBED Equation.3 1415 – половина ширины шахты ванны, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина блока с учетом шва, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – анодная плотность тока, А\см2;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина настыли, см.

13 EMBED Equation.3 1415 (для широкого блока), (2.45)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – высота блока, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – высота блюмса с учетом чугунной заливки, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – ширина блюмса с учетом чугунной заливки, см.

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения на участках катодных стержней. Падение напряжения на участках катодных стержней, не заделанных в подину, определяется исходя из следующих данных:
- общее сечение катодных стержней Sк = 130
· 130
· 26 = 439400 мм2;
- длина выступающей части катодного стержня (из конструктивных расчетов) lк.с. = 37 см;
- средняя температура его нагрева 2500С. при этой температуре удельное сопротивление стали составляет
· = 0,22 Ом
· мм2/м.
При этих условиях сопротивление составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.46)
где 13 EMBED Equation.3 1415 – сопротивление, Ом;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина выступающей части катодного стержня, см;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное сопротивление стали, Ом
· мм2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – общее сечение катодных стержней, мм2.

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения на выступающих из подины участках катодных стержней будет равно:

13 EMBED Equation.3 1415

Аналогично рассчитывается падение напряжения в алюминиевых соединительных лентах 13 EMBED Equation.3 1415.
Из конструктивного расчета длина алюминиевых соединительных лент lл = 0,78 м при площади их поперечного сечения:

13 EMBED Equation.3 1415

удельное сопротивление алюминия при средней температуре лент 800C:
· = 0,036 Ом
· мм2/м.
Далее рассчитывается общее сопротивление в соединительных лентах:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.47)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – сопротивление, Ом;
13 EMBED Equation.3 1415 – длина алюминиевых соединительных лент, м;
13 EMBED Equation.3 1415 – удельное сопротивление алюминия, Ом
· мм2/м;
13 EMBED Equation.3 1415 – площадь поперечного сечения лент, мм2.

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в них составит:

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в катодной ошиновке электролизера при ее длине Lк.о.= 7,7 м., площади поперечного сечения Sк.о. = 400
· 40
· 5
· 2 = 160000 мм2 и удельном сопротивлении
· = 0,032 Ом
· мм2/м (средняя температура ошиновки 500С) составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.48)

13 EMBED Equation.3 1415

Падение напряжения в сварных контактах 13 EMBED Equation.3 1415 пакет алюминиевых лент – катодный стержень и пакет алюминиевых лент – катодная ошиновка принимается по данным практики эксплуатации соответственно равными 0,006 В и 0,004 В.
Тогда в сумме падение напряжения в катодном устройстве составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.49)

13 EMBED Equation.3 1415


2.5.7 Увеличение напряжения за счет анодных эффектов

Увеличение напряжения за счет анодных эффектов. Увеличение падения напряжения за счет анодных эффектов при частоте их R = 0,3 в сутки, напряжении анодного эффекта Uа.э. = 50 В, рабочем напряжении на ванне Uр = 4,0 В, продолжительности вспышки
· = 2 мин. составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.50)

где 24 – число часов в сутках;
60 – число минут в часе.

13 EMBED Equation.3 1415


2.5.8 Падение напряжения в соединительной ошиновке

Падение напряжения в соединительной ошиновке между ваннами и общесерийной ошиновкой принимается по данным практики Uош = 0,110 В.

2.5.9 Напряжение разложения

Напряжение разложения по данным практики принимается 1,6 В.

2.5.10 Расчет технологических показателей процесса

Полученные данные подставляют в формулу (2.22):

13 EMBED Equation.3 1415

Для удобства использования полученные данные при дальнейших расчетах объединяются в таблице 10.
Рассчитывается рабочее напряжение электролизера:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.51)

13 EMBED Equation.3 1415

При силе тока 90 кА, выходе по току 94% и среднему напряжению 4,083 В удельный расход электроэнергии составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.52)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – удельный расход электроэнергии, 13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415 – сила ток, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – среднее напряжение, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – электрохимический эквивалент Al = 0,336 г/А
· ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – выход по току, %.

13 EMBED Equation.3 1415

Выход по энергии:
13 EMBED Equation.3 1415 (2.53)
где 13 EMBED Equation.3 1415 – электрохимический эквивалент Al = 0,336 г/А
· ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – среднее напряжение, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – выход по току, %;
13 EMBED Equation.3 1415

Таблица 10
Баланс напряжения ванны на 90 кА

Составляющие среднего напряжения
Падение напряжения


Греющее,
В
Негреющее,
В
Всего




В
%

Анодное устройство

Стояки

·
0,063
0,063
1,54

Анодная шина

·
0,06
0,06
1,47

Штанга

·
0,01
0,01
0,24

Контакт ниппеля

·
0,007
0,007
0,17

Ниппель-анод

·
0,09
0,09
2,20

Контакты анодной ошиновке

·
0,012
0,012
0,29

Угольный массив анода
0,115

·
0,115
2,82

Итого в анодном устройстве
0,115
0,242
0,36
8,82

Электролит
1,47

·
1,47
36,00

Катодное устройство

Подина ванны
0,357

·
0,357
8,74

Продолжение таблицы 10

Составляющие
среднего напряжения
Падение напряжения


Греющее,
В
Негреющее,
В
Всего




В
%

Катодные стержни

·
0,009
0,009
0,22

Алюминиевые ленты

·
0,009
0,009
0,22

Катодная ошиновка

·
0,139
0,139
3,40

Контакты

·
0,01
0,01
0,24

Итого в катодном устройстве
0,357
0,167
0,524
12,83

Анодных эффектов
0,019

·
0,019
0,46

Общесерийная ошиновка

·
0,11
0,11
2,69

Напряжение разложения
1,6

·
1,6
39,19

Итого среднее напряжение
3,561
0,519
4,083
100


2.6 Энергетический расчет ванны

Нормальную работу алюминиевого электролизера можно обеспечить только при условии теплового равновесия, когда расход тепла в единицу времени равняется его приходу. Энергетический расчет заключается в определении составляющих прихода и расхода энергии в процессе электролиза и в составлении теплового баланса электролизера на основании этих составляющих.
При составлении теплового баланса используются данные не только электрического, но и конструктивного, и материального расчетов.
На основании вышеизложенного уравнение теплового баланса можно предоставить в следующем виде:
13 EMBED Equation.3 1415 (2.54)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – приход тепла от электрической энергии, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – приход тепла от сгорания угольного анода, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – тепло, уносимое отходящими газами, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – тепло, уносимое отходящими газами, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – потери тепла с вылитым металлом, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – потери тепла с поверхности электролизера, кДж/ч.

2.6.1 Приходная часть баланса

Приход тепла от электрической энергии определяется по уравнению:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.55)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – приход тепла от электрической энергии, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – тепловой эквивалент Ватт-часа, (кДж/Вт
· ч);
13 EMBED Equation.3 1415 – 3,561В.
Подставляя в уравнение значение силы тока I = 90000А и греющего напряжения из электрического баланса, находится:

13 EMBED Equation.3 1415

Приход тепла от сгорания угольного анода определяется следующей зависимостью:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.56)
где 13 EMBED Equation.3 1415 – приход тепла от сгорания угольного анода, кДж/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 и 13 EMBED Equation.3 1415 – соответственно число киломолей в час CO2 и CO;
13 EMBED Equation.3 1415 и 13 EMBED Equation.3 1415 – соответственно тепловые эффекты реакций образования;
CO2 и CO из углерода и кислорода, кДж/кмоль;
T1 – температура окружающей среды, К.
Число киломолей 13 EMBED Equation.3 1415 и 13 EMBED Equation.3 1415 в час определяется соответственно из выражений:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.57)

13 EMBED Equation.3 1415 (2.58)

При силе тока I = 90000А, выходе по току 13 EMBED Equation.3 1415= 0,94 (94%) и объемной доле CO2 в анодных газах 13 EMBED Equation.3 1415= 0,6 (60%):

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415

Тепловые эффекты реакций образования двуокиси и окиси углерода при 250C (298K) находятся по справочнику:

13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415

Подставляя найденные значения уравнения, рассчитывается приход тепла от сгорания угольного анода:

13 EMBED Equation.3 1415

Всего приход тепла составляет:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.59)

13 EMBED Equation.3 1415

2.6.2 Расход тепла

На разложение глинозема расходуется:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.60)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – расход глинозема на электролитическое разложение, кмоль/ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – тепловой эффект реакции образования оксида алюминия при 250C (298K) равняется 1676000 кДж/кмоль;

13 EMBED Equation.3 1415 (2.61)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, кА;
13 EMBED Equation.3 1415 – выход по току, доли единицы;
13 EMBED Equation.3 1415 – число Фарадея, равное 26,8 А
· ч.
Подставляя эти значения составляющих в уравнение, рассчитывается расход тепла на разложение глинозема:

13 EMBED Equation.3 1415

Унос тепла с газами. Расчет ведется на основные компоненты анодных газов – окись и двуокись углерода.
Температура отходящих газов принимается по данным практики равной 5500C. Энтальпия составляющих отходящего газа находится по справочнику и определяются потери тепла с газами:

13 EMBED Equation.3 1415

где 0,83 и 0,234 – соответственно числа киломолей двуокиси и окиси углерода, выделяющихся в течении часа;
40488 и 16446 – энтальпия двуокиси углерода соответственно при температурах 550 и 250C, кДж/кмоль.
24860 и 8816 – энтальпия окиси углерода, кДж/кмоль.

Потери тепла с выливаемым из ванны алюминием рассчитываются, исходя из условия, что количество вылитого алюминия соответствует количеству наработанного в то же время металла.
При температуре выливаемого алюминия 9600C энтальпия алюминия составляет 43982 кДж/кмоль, а при температуре 250C – 6716 кДж/кмоль. Отсюда потери тепла с выливаемым алюминием:

13 EMBED Equation.3 1415
Тепловые потери с поверхности электролизера. Для упрощения расчета тепловые потери с поверхности электролизера определяются по разности:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.62)

13 EMBED Equation.3 1415

Всего расход тепла составляет:

13 EMBED Equation.3 1415

Полученные данные сводятся в таблицу 11.

Таблица 11
Тепловой баланс электролизера на силу тока 90 кА

Приход
Расход

Статьи прихода
кДж/ч
%
Статьи расхода
кДж/ч
%

От подведенной электроэнергии
1153764
76,57
На разложение Al2O3
881776
58,52

От сгорания
анода
352962
23,43
С выливаемым металлом
60996
4,05




Унос тепла с газами
23709
1,73




Унос тепла с поверхности электролизера
540245
35,85

Итого:
1506726
100
Итого:
1506726
100

2.7 Расчет количества электролизеров в серии

Число работающих электролизеров в серии определяется средним напряжением электролизера и напряжением выпрямительных агрегатов. Для питания ванн постоянным током устанавливают полупроводниковые (кремниевые) выпрямители, обеспечивающие напряжение на стороне выпрямленного тока, 13 EMBED Equation.3 1415= 850 В. При этом учитываются: потери напряжения в шинопроводах преобразовательной подстанции (принимаем 1%, 10 В) и резерв напряжения для предупреждения снижения силы тока при возникновении анодного эффекта (принимаем 50 В).
Число работающих электролизеров:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.63)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – количество работающих электролизеров, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – напряжение подстанции, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – напряжение на преодоление анодных эффектов, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – резерв напряжения на преодоление сопротивления ошиновки, В;
13 EMBED Equation.3 1415 – среднее напряжение на электролизере, согласно расчетам принимается 4,083 В;
13 EMBED Equation.3 1415 – согласно расчетам 0,019 В.

13 EMBED Equation.3 1415

Общее количество электролизеров с учетом капитального ремонта составит:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.64)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – общее количество электролизеров, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – количество работающих электролизеров, шт;
13 EMBED Equation.3 1415 – срок службы электролизера, принимается 5 лет;
13 EMBED Equation.3 1415 – срок нахождения электролизера в капремонте, принимается 15 суток;
365 – количество дней в году.

13 EMBED Equation.3 1415

В связи с тем, что в курсовом проекте задана сила тока, то необходимо рассчитать годовую производительность по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 (2.65)

где 13 EMBED Equation.3 1415 – производительность, т;
13 EMBED Equation.3 1415 – сила тока, А;
13 EMBED Equation.3 1415 – электрохимический эквивалент Al = 0,336 г/А
· ч;
13 EMBED Equation.3 1415 – число часов в году;
13 EMBED Equation.3 1415 – принят 0,094 (94%);
13 EMBED Equation.3 1415 – количество работающих электролизеров, шт.

13 EMBED Equation.3 1415


2.8 Расчет размеров цеха

Так как общее количество электролизеров в цехе составило196 шт, то для удобства эксплуатации и более компактного расположения в электролизный цех включаются два корпуса. В обоих корпусах будут располагаться по 98 электролизеров. Наибольшее распространение получили корпуса с двухрядным расположением в них электролизеров. Основные строительные конструкции выполняются из сборного железобетона. Естественное освещение осуществляется через световые проемы в стенах корпуса. В световые переплеты вместо стекла устанавливается синтетическая пленка.
При монтаже корпуса особое внимание уделяется электроизоляции строительных конструкций. Все железобетонные конструкции на высоту не менее 3,5 м от пола рабочей зоны покрываются изолирующим слоем бетона толщиной не менее 30 мм. Полы в корпусах выполняются из электроизоляционных материалов, чаще всего из асфальта.
Электролизеры в корпусе располагаются на таком расстоянии от стен, чтобы механизмы обслуживания электролизеров могли работать беспрепятственно, это расстояние составляет 2,5 м. Расстояние между рядами электролизеров, где потоки грузов и обслуживающих машин движутся в обоих направлениях, составляет 6 м.
Для прохода обслуживающего персонала и проезда машин по обработке электролизеров в каждом ряду имеются проходы шириной 1,5 м. В средней части корпуса разрыв в рядах электролизеров 10 м. В торцах корпуса оставлены площадки по 10 и 15 м для ремонта оборудования и складирования различных материалов.
Размеры корпуса электролизного цеха составят:
ширина: Bк = 2,5
· 2 + 4,11
· 2 + 6 = 19,2(м);
длина: Lк = 10 + 10 + 15 +49
· 6,77 + 47
· 1,5 = 437,23(м).
Высота здания будет равняться 18 метрам. Объем корпуса электролиза составит:
Vк = Вк
· Lк
· Hк, (2.66)

где Вк – ширина, м;
Lк – длина, м;
Hк – высота, м.

Vк = 19,2
· 437,23
·18 = 151106(м3).

Общий объем цеха составит:

Vк = Vц
· 2, (2.67)

где Vк – общий объем цеха, м3,
Vк – объем корпуса, м3,
2 – количество корпусов, шт.

Vобщ = 151106
· 2 = 302212(м3).













ЛИТЕРАТУРА

И.А. Троицкий, В.А. Железнов Металлургия алюминия, М., Металлургия, 2010.
С.В. Тарарин Электролиз расплавленных солей, М., Металлургия, 2002.
Т.Е. Вольфсон, В.Л. Ланкин. Производство алюминия в электролизерах с ОА, М., Металлургия, 1974.
Н.И. Уткин Металлургия цветных металлов, М., Металлургия, 1985.
В.И. Москвитин, И.В. Николаев, Б.А. Фомин Металлургия легких металлов, М., Интермет Инжиниринг, 2005.
Э.А. Янко Производство алюминия, С-Пб., СПБГУ, 2007.
С.В. Тарарин Электролиз расплавленных солей, М., Металлургия, 1982.






















Лист


13 PAGE 147815







КП.150102.00.14.ПЗ.












Изм.
Лист
№ документа
Подпись
Дата







Root EntryEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation Native

СОДЕРЖАНИЕ

Введение 4
1. Описательная часть 7
1.1. Свойства и применение алюминия 7
1.2. ГОСТы и ТУ на исходное сырье и готовую продукцию 9
1.3. Теория электролиза 15
1.4. Строение криолито-глиноземных расплавов 17
1.5. Основные производственные показатели процесса 20
1.6. Влияние электромагнитных полей 23
2. Расчетно-технологическая часть 27
2.1. Состав электролита, уровни металла и электролита 27
2.2. Аварийные случаи в работе ванн 32
2.3. Конструктивный расчет электролизера 37
2.4. Материальный расчет 45
2.5. Электрический расчет 49
2.6. Энергетический расчет 68
2.7. Расчет количества электролизеров и размеров цеха 74
Литература 78


























































































документа
Подпись
Дата


Выполнил
Попов И.В


Проект серии электролиза, оборудованной электролизерами с обожженными анодами, на силу тока 90 кА
Лит.
Лист
Листов

Принял
Шевчук Н.В.




У

3
78

Т.контр.




ВАК
гр. М05-58

Н.контр.






























Заголовок 1 Заголовок 2 Заголовок 315

Комитет общего и профессионального образования Ленинградской области
Государственное бюджетное профессиональное образовательное учреждение
Ленинградской области «Волховский алюминиевый колледж»







КУРСОВОЙ ПРОЕКТ
по дисциплине: «Металлургия легких металлов»
на тему: «Проект серии электролиза, оборудованной электролизерами с обожженными анодами, на силу тока 90 кА»
Пояснительная записка
КП.150102.00.14.ПЗ




Руководитель проекта
_______________________ Н.В. Шевчук
_______________________ 2014 г.

·Проект выполнил
_______________________ И.В. Попов
_______________________ 2014 г.



Волхов
2014















Заголовок 1 Заголовок 2 Заголовок 315

Приложенные файлы

  • doc text
    Шевчук Н.В.
    Размер файла: 2 MB Загрузок: 60
  • doc sod
    Шевчук Н.В.
    Размер файла: 46 kB Загрузок: 0
  • doc titul
    Шевчук Н.В.
    Размер файла: 29 kB Загрузок: 0

Добавить комментарий