авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ РОССИЙСКАЯ БИБЛИОТЕКА - WWW.DISLIB.RU

АВТОРЕФЕРАТЫ, ДИССЕРТАЦИИ, МОНОГРАФИИ, НАУЧНЫЕ СТАТЬИ, КНИГИ

 
<< ГЛАВНАЯ
АГРОИНЖЕНЕРИЯ
АСТРОНОМИЯ
БЕЗОПАСНОСТЬ
БИОЛОГИЯ
ЗЕМЛЯ
ИНФОРМАТИКА
ИСКУССТВОВЕДЕНИЕ
ИСТОРИЯ
КУЛЬТУРОЛОГИЯ
МАШИНОСТРОЕНИЕ
МЕДИЦИНА
МЕТАЛЛУРГИЯ
МЕХАНИКА
ПЕДАГОГИКА
ПОЛИТИКА
ПРИБОРОСТРОЕНИЕ
ПРОДОВОЛЬСТВИЕ
ПСИХОЛОГИЯ
РАДИОТЕХНИКА
СЕЛЬСКОЕ ХОЗЯЙСТВО
СОЦИОЛОГИЯ
СТРОИТЕЛЬСТВО
ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ
ТРАНСПОРТ
ФАРМАЦЕВТИКА
ФИЗИКА
ФИЗИОЛОГИЯ
ФИЛОЛОГИЯ
ФИЛОСОФИЯ
ХИМИЯ
ЭКОНОМИКА
ЭЛЕКТРОТЕХНИКА
ЭНЕРГЕТИКА
ЮРИСПРУДЕНЦИЯ
ЯЗЫКОЗНАНИЕ
РАЗНОЕ
КОНТАКТЫ


Pages:     | 1 |   ...   | 3 | 4 || 6 |

Основы технологических процессов переработки вторичных ресурсов и техногенных отходов алюминиевого производства

-- [ Страница 5 ] --
  1. Поведение основных соединений боя электродного при нагреве клинкерной шихты представлено следующими уравнениями (таблица 5.1). При 725°С хиолит
  2. Таблица 5.1 – Взаимодействия составляющих боя электродного с компонентами сырьевого шлама
Взаимодействие Температура шлама, °С Реакция
3Na5Al3F14 = 5Na3AlF6 + 4AlF3 725 5.1
3Na3AlF6 = 6NaF + 3NaAlF4 850-950 5.2
C  + O2  =  CO2 + Q 450-900 5.3
2AlF3 + 3CaO = 3CaF2 + Al2O3 750-1000 5.4
2NaAlF4 + 3CaO = 3CaF2 + Al2O3 + 2NaF 750-1000 5.5
2NaF + К2O + 2CaF2 = 2КCaF3 + Na2O 1000-1200 5.6
11CaO+7Al2O3+CaF2 = 11CaO·7Al2O3·CaF2 1000-1150 5.7
Al2O3  + 3CaO = 3CaO·Al2O3 1000-1250 5.8
  1. Na5Al3F14 инконгруэнтно плавится с образованием криолита Na3AlF6 и расплава, содержащего криолит и фторид алюминия. Криолит термически более стоек, по сравнению с хиолитом, и имеет температуру плавления 1008°С. Но уже в интервале 850-950°С криолит диссоциирует с образованием фторида натрия и тетрафторалюмината натрия NaAlF4 (реакция 5.2). Диссоциация криолита интенсифицируется взаимодействием образующегося при разложении известняка высокоактивного оксида кальция с AlF3 и NaAlF4 по реакциям 5.4, 5.5 с образованием фторида кальция.
  2. Фторид натрия, образующийся в результате термической диссоциации криолита, взаимодействует с К2O и CaF2 при температурах выше 1000°С (реакция 5.6). В результате происходит замещение фторида натрия на фторид калия, который взаимодействует с CaF2 с образованием КСaF3. В этом же температурном интервале происходит образование сложного соединения CaO·11Al2O3·7CaF2. Таким образом, при взаимодействии криолита и хиолита, входящих в состав минерализатора, с оксидом кальция фтор переходит в термически более устойчивые соединения: CaF2, КСaF3, CaO·11Al2O3·7CaF2. Образующийся по реакциям (5.4, 5.5) высокоактивный оксид алюминия связывается в трехкальциевый алюминат 3СаОАl2O3 (реакция 5.8). Углерод, входящий в состав боя электродного, сгорает в интервале температур 450-900°С с образованием двуокиси углерода (реакция 5.3).
  3. Промышленные испытания разработанной технологии проведены на Ангарском, Тимлюйском, Алтайском, Новотроицком, Вольском, Искитимском цементных заводах. На основании практического опыта использования боя электродного для различных сырьевых шламов цементного производства были определены оптимальные пределы его дозирования, которые составили 0,10  0,25 % вес. в пересчете на фтор.

Внедрение боя электродного в производство портландцементного клинкера осуществлялось в несколько этапов. Итогом работы стало освоение промышленного выпуска портландцементного клинкера с использованием боя электродного на Ангарском и Алтайском цементных заводах.

Использование хвостов флотации угольной пены в черной металлургии. Проведены исследования по использованию хвостов флотации угольной пены с содержанием углерода 76 - 80 % вес. взамен коксовой мелочи при агломерации железорудных материалов. Основными химическими процессами, происходящими при агломерации, являются окисление углерода и частичное восстановление оксидов железа:

2С + 1,5O2 = CO2 + CO (5.9)

3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2 (5.10)

Fe3O4 + 4СО = 3Fe + 4CO2 (5.11)

При определении коэффициента замены коксовой мелочи хвостами флотации были опробованы три критерия: весовой эквивалент (коэффициент замены 1,00), замена по углероду (1,08) и по калорийности (1,16). Исследования показали, что при полной замене коксовой мелочи хвостами флотации, предпочтительной является замена по калорийности. При этом достигается высокая удельная производительность установки (1,196 т/м2час), сопоставимая с работой на коксовой мелочи (1,219 т/м2час). Механическая прочность агломерата на удар с увеличением доли хвостов флотации сохраняется на базовом уровне до 50 % замены и далее закономерно возрастает. Улучшается показатель истираемости агломерата с 5,64 % (без хвостов флотации) до 4,85 % (при 50 % замене коксовой мелочи) и до 4,13 % при полной замене коксовой мелочи по калорийности. Остаточное содержание углерода в агломерате (в условиях полной замены) несколько повышается от коксовой мелочи (0,08-0,10 %) к хвостам флотации (0,10-0,13 %). С увеличением весовой доли хвостов флотации в топливной части шихты, повышается содержание щелочей в агломерате (в основном Na2O в среднем с 0,135 % до 0,251 % при полной замене коксовой мелочи). Зола хвоcтов флотации представляет самоплавкую пустую породу, поскольку имеет основность по CaO/SiO2 и (CaO+MgO)/SiO2, равную 2,342 и 3,629 соответственно, против 0,096 и 0,131 у коксовой мелочи, что дает дополнительные преимущества при реализации процесса.

На основании полученных результатов разработаны основы технологии агломерации железорудных материалов с использованием хвостов флотации угольной пены.

Оптимизация технологии выливки алюминия - сырца. Существующая на алюминиевых заводах практика выливки алюминия - сырца из электролизеров с использованием вакуум-транспортного ковша сопровождается потерями металла 1,6-1,8 кг/т Al за счет окисления в результате следующих основных реакций:

2Al + 1,5O2 = Al2O3 (5.12)

2Al + 0,5O2 = Al2O (5.13)

2Na + 22Al + 17O2 = 2NaAll1O17 (5.14)

Na3AlF6 + 3H2O + 32Al + 15,5O2 = 3NaAll1O17 + 6HF (5.15)

Значительные потери металла при выливке алюминия явились основанием для изготовления и промышленных испытаний совмещенного вакуум-транспортного ковша с закрытым переливом металла, реализуемым с использованием съемного сифона (рисунок 5.3).

Ковш состоит из стального корпуса 1, футерованного огнеупорным кирпичом, крышки 2 с жаровой трубой 3, траверсы 4, съемного сифона 5, 6 со второй жаровой трубой 7, снабженной запирающим устройством 8. Набор металла из электролизера производится по обычной технологии. После погружения заборной трубы сифона в летку электролизера, в ковше создается разрежение за счет подключения жаровой трубы на крышке ковша к вакуум линии. При этом запирающее устройство 8 на жаровой трубе сифона 7 должно

 Рисунок 5.3 - Вакуумный ковш с сифоном 1 –-66 Рисунок 5.3 - Вакуумный ковш с сифоном 1 – корпус, 2 – крышка, 3 – жаровая труба, 4 - траверса, 5 – всасы-вающая труба, 6 – дополнительная труба, 7 – жаровая труба, 8 – запирающее устройство, 9 – полость, 10 – фильтр.

быть закрыто. По окончании набора металла, ковш отсоединяют от вакуум линии. Чтобы предотвратить самопроизвольный обратный перелив металла из ковша в электролизер, осуществляют разрыв струи металла в сифоне подачей воздуха через жаровую трубу 7 и запирающее устройство 8. В результате одна часть металла из сифона стекает в ковш, а вторая в электролизер. После заполнения ковша металлом, сифон извлекают, переставляют в пустой ковш и продолжают выливку. Ковш с вылитым металлом вместе с крышкой направляют в литейный цех или отделение.

Разработанная конструкция ковша позволяет осуществлять закрытый перелив металла, как при его наборе, так и при переливе в другую металлургическую емкость (электролизер, миксер), причем последняя операция выполняется без наклона ковша.

По результатам сравнительной оценки снижение потерь алюминия Р за счет окисления при переходе от существующей выливки (Р1 = 1,363 кг/т Al сырца) к выливке сифоном (Р2 = 0,437 кг/т Al сырца) составило:

Р = Р1 – Р2 = 1,363 – 0,437 = 0,926 кг/т Al сырца.

Снижение безвозвратных потерь алюминия до 0,9 кг/т Al-сырца при внедрении разработки в масштабах завода дает ощутимый экономический эффект.

Технология полунепрерывного литья крупногабаритных слитков. Для устранения противоречия между внутренней структурой слитка из алюминия или его сплава и качеством его поверхности, установлены эмпирические зависимости скорости литья от основных технологических параметров процесса:

- для крупногабаритных слитков прямоугольного сечения из технического алюминия:

S = (64,89-0,0958 t +393,12F+300B–36h)()1,6±1,107 10-4 , (5.16),

где S – скорость литья, м/с;

t – температура металла в миксере, °С;

F –расход охлаждающей воды на кристаллизатор и слиток, м3/с;

В – толщина слитка, м;

h – ширина слитка, м,

при этом температура металла в миксере поддерживается в пределах 690720°С, а расход охлаждающей воды на каждый слиток устанавливается равным 0,025 0,0361 м3/с.

- для крупногабаритных слитков прямоугольного сечения из алюминиево-марганцевого сплава:

S=-[63,1()0,3–8,2610-4()3t+34,992()F]±1,18510-4(), (5.17),

при этом температура металла в миксере поддерживается в пределах 695725°С, а расход охлаждающей воды на каждый слиток устанавливается равным 0,025 0,036 м3/с.

Полученные эмпирические формулы позволяют задавать в основной период литья максимальную скорость (на 710 % выше, чем по освоенной технологии), обеспечивающую высокое качество поверхности, мелкозернистую структуру слитка и минимальный выход бракованной продукции. Разработанные математические модели были протестированы и введены в программное обеспечение автоматизированного литейного комплекса «Литье-2» на Красноярском алюминиевом заводе в литейном цехе № 3.

Технологии переработки металлсодержащих отходов. При производстве алюминия и его сплавов образуется ряд металлсодержащих отходов и промпродуктов, количество которых определяется уровнем развития техники и технологии на конкретном предприятии. Для их переработки предложены техно-логии, основанные на использовании термической энергии жидкого металла.

Согласно одной из разработанных технологий, переработка металлсодержащих отходов и промпродуктов алюминиевого производства осуществляется за счет тепловой энергии жидкого алюминия при его выливке из алюминиевого электролизера. При наборе алюминия в вакуум-ковш часть металла окисляется. Основная причина окисления алюминия заключается в эжекции пузырьков воздуха струей переливаемого металла в объем перелитого металла, а также в контакте струи металла с кислородом и влагой воздуха. Процесс усугубляется высокой температурой алюминия, равной 940960°С.

Суть предлагаемого решения заключается в том, что перед набором металла из электролизера, в вакуум-ковш загружают твердые алюминийсодержащие отходы в количестве 0,0250,045 т/т выливаемого алюминия-сырца. Набираемый в вакуум-ковш жидкий металл расплавляет металлическую фазу шлака. Температура металла в ковше снижается. В результате, при наборе алюминия в ковш эжекция пузырьков воздуха в охлажденный металл приводит к меньшему окислению выливаемого из электролизера алюминия. Таким образом, достигается двойной эффект: во-первых, перерабатываются отходы (шлаки, брак) металлургического производства без дополнительных энергетических затрат на их переплавку; во-вторых, сокращаются потери металла за счет окисления при выливке т.к. снижается температура вылитого из электролизера металла.

При проведении балансовых испытаний на Иркутском алюминиевом заводе подтверждена промышленная применимость и высокая эффективность разработанной технологии. В частности, извлечение металла из отходов составило 95-98 %, а угар алюминия-сырца при выливке снизился на 0,32 кг/т алюминия-сырца.

выводы

1  Взаимодействие кремнефторида натрия (КФН) с алюминием включает три последовательно - параллельные стадии: термическую диссоциацию КФН, фторирование алюминия тетрафторидом кремния – продуктом разложения КФН, спекание фторидов натрия и алюминия. При алюминотермической переработке КФН образуется высококачественный алюминиево-кремниевый сплав и натриево-алюминиевые фториды. Улучшенные физико-механические характеристики сплава обусловлены получением мелкодисперсной эвтектики Al()-Si в результате химического взаимодействия реагентов. Натриево-алюминиевые фториды по составу соответствуют первичному криолиту и могут использоваться для компенсации технологических потерь фтора в электролизерах для получения алюминия.

В качестве основного агрегата для переработки КФН в промышленном масштабе предложено использовать электролизер для производства алюминия. Питание рядовых электролизеров жидким электролитом, получаемым в кремнефторидных электролизерах, сокращает удельный расход фтора на 1 т Al на 29 %, а суммарные выбросы фтора уменьшает на 32 %. Высокая технико-экономическая и экологическая эффективность технологии подтверждена ее опытно-промышленной эксплуатацией на трех алюминиевых заводах.

2  Высокая реакционная способность КФН позволяет применить его для получения комплексных фторидов легирующих элементов и алюминиевых лигатур с использованием недефицитных оксидов. При взаимодействии КФН с TiО2 образуется оксопентафтортитанат натрия Na3TiОF5, с ZrO2 – гептафторцирконат натрия Na3ZrF7. При спекании КФН с B2O3 тетрафторборат натрия не образуется в связи с тем, что NaBF4 является термически нестойким соединением и при температурах спекания (550-650)°С диссоциирует на NaF и BF3. Интенсифицирующая роль кальцинированной соды при спекании КФН с оксидами легирующих элементов заключается в связывании SiF4 в начальный период взаимодействия при (500-590)°С, что увеличивает извлечение легирующего элемента и фтора в продукты соответственно на 5-15 % и 35-45 %.

Извлечение легирующих элементов в сплав из комплексных фторидов титана (98 %) и циркония (88 %), полученных по кремнефторидной технологии, существенно превышает показатели при использовании традиционных присадок, благодаря высокой термической стойкости Na3TiОF5 и Na3ZrF7. Модифици-рующая способность лигатур, полученных по кремнефторидной технологии, соответствует эффективности лигатур, приготовленных с использованием традиционных легирующих присадок, при существенном снижении их стоимости.

3  Для повышения извлечения бора в сплав при алюминотермическом восстановлении KBF4 температуру алюминия необходимо поддерживать на минимально возможном уровне, достаточном для разделения солевой и металлической фаз. Скорость нагрева легирующей присадки должна быть максимальной, т.е. присадка должна вводиться в жидкий алюминий небольшими порциями, либо диспергироваться в металле интенсивным перемешиванием расплава или продувкой газом.

4  Предварительная пропитка титановой губкой расплавом галогенид-содержащего флюса сокращает потери титана при легировании алюминия за счет окисления с 40 % до 4-5 %, снижает содержание натрия в товарном металле в 5,0-5,5 раз. Одновременно в готовой продукции в 1,5-1,7 раза уменьшается концентрация H2 и в 3-4 раза содержание Al2O3.

5  Разработанная и испытанная в промышленных условиях усовершенствованная конструкция вторичного укрытия электролизера с анодом Содерберга повышает эффективность сбора и эвакуации анодных газов на 25 – 30 % и обеспечивает КПД укрытия электролизера по фтористому водороду 91 %.

6  Изменение состава анодных газов, вызванное внедрением «сухой» анодной массы и повышением выхода по току, потребовало модернизации технологии термического обезвреживания анодных газов. Разработанная и внедренная принципиально новая конструкция горелочного устройства с противоточным теплообменником и регулятором разрежения снизила вынос загрязняющих веществ в систему организованного газоотсоса по пыли - на 16,6 %, смолистым веществам – на 29 %, по СО – в 2,6 раза.

7  Повышение эффективности улавливания фторсодержащих газов от электролизеров с анодами Содерберга и переработки газоочистных растворов, возможно за счет:

- стабилизации концентрации солей в газоочистных растворах;

- оптимизации дозировки алюминатного раствора на варку криолита;

- интенсификации осветления газоочистных растворов;

- установки объективного удельного расхода кальцинированной соды на производство регенерационного криолита.

По перечисленным мероприятиям создан комплекс технических решений, кардинально улучшающих существующую технологию производства регенерационного криолита.

8  Разработана технология использования мелкодисперсных фторуглерод-содержащих отходов алюминиевого производства в качестве минерализатора при производстве портландцементного клинкера. Влияние данного техногенного минерализатора на обжиг сырьевого шлама выражается в интенсификации процессов декарбонизации CaCO3 и синтеза клинкерных минералов за счет образования жидкой фазы и промежуточных фторсодержащих соединений при более низких температурах. Установлено, что фтор в процессе обжига из термически нестойких фторалюминатов натрия (криолита и хиолита) переходит в устойчивые CaF2, KCaF3, CaO·11Al2O3·7CaF2. Положительные результаты промышленных испытаний технологии позволили внедрить техногенный минерализатор на двух цементных предприятиях.

9  Разработанная технология использования хвостов флотации угольной пены при агломерации железорудных материалов обеспечивает замену дефицитной коксовой мелочи на 50 - 100 % с коэффициентом 1,16 (1,16 т хвостов флотации эквивалентна 1,00 т коксовой мелочи) без снижения технико-экономических показателей процесса и качества агломерата.

10  Разработан и испытан в промышленных условиях ряд технических решений по снижению потерь алюминия за счет окисления на 0,9 кг/т Al при выливке металла из электролизеров вакуум-транспортным ковшом с закрытым переливом металла, брака при литье крупногабаритных слитков с использованием разработанных математических моделей процесса, переработке металл-содержащих отходов алюминиевого производства с использованием термической энергии жидкого металла.

Перечисленный комплекс технологий переработки неорганических отходов и промпродуктов алюминиевого производства восполняет существующий пробел знаний, расширяет границы и возможности внедрения новых и совершенствования существующих технологических процессов в производстве алюминия.

Содержание диссертации изложено в следующих основных работах:



Pages:     | 1 |   ...   | 3 | 4 || 6 |
 





 
© 2013 www.dislib.ru - «Авторефераты диссертаций - бесплатно»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.