Технологические расчеты по производству глинозема

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
«СЕВЕРО-КАВКАЗСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
(ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)»
Кафедра «Металлургия цветных металлов»
Технологические расчеты по производству глинозема
Методические указания к практическим расчетам
Для студентов, обучающихся по направлению подготовки
150400.62 «Металлургия»
профиль «Металлургия цветных металлов»
Составители:
Линьков В.А., Амбалова Ф.В.
Владикавказ 2011 г.
Получение глинозёма из бокситов: методические указания к курсовым
работам по курсу «Металлургия лёгких металлов».
Методические указания предназначены для приобретения студентами
навыков
выполнения
экспериментальных
работ
и
закрепления
теоретического лекционного материала по производству глинозёма из
бокситов разными технологическими схемами. Рекомендовано для студентов
по направлению подготовки 150102.68 – «Металлургия цветных металлов».
ВВЕДЕНИЕ
Основная цель практических занятий по курсам металлургии различных
металлов - это овладение принципами количественного определения
показателей и параметров металлургического производства, получаемых с
помощью математических расчетов. Эти методики носят обобщенное
название металлургических расчетов. В данном пособии рассматриваются
металлургические расчеты первой стадии производства алюминия получения глинозема из рудного сырья по способу Байера, который является
наиболее распространенным во всем мире.
1. ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ РАСЧЕТОВ
1.1. Классификация способов технологических расчетов
Основной целью металлургических расчетов является количественное
определение ожидаемых показателей металлургического процесса,
осуществляемого в промышленных условиях, необходимых параметров для
его п р о ведения в оптимальных условиях при данном аппаратурном
оформлении. В соответствии с этим металлургические расчеты содержат:
- расчеты технологического процесса;
-расчеты его технологического оформления. Чаще всего в существующей
практике производства и проектирования, а также в научноисследовательских работах задачей металлургического расчета является
определение численных показателей параметров процесса (выход продуктов,
извлечение металла, удельный расход реагентов, топлива и др.) при заданных
конкретных условиях (состав сырья, реагентов, топлива, производительность). Это позволяет ограничиться технологическими расчетами, а
полученный результат является вполне достаточным для проектирования.
Основные показатели технологического процесса: выход и состав продуктов.
извлечение металлов, расход составляющих шихты, реагентов в
гидрометаллургических переделах определяются на основе составления
частного или полного (развернутого) статистического материального
баланса. Расчет материальных балансов является важнейшей задачей большинства технологических расчетов.
Расчет
любого
материального
баланса
представляет
собой
количественное распределение химических элементов между поступающими
исходными материалами и продуктами процесса и опирается на закон
сохранения массы. Полный баланс предусматривает учет масс всех хими-
ческих элементов, участвующих в процессе. Частичный баланс содержит
балансирование только отдельных элементов, обычно извлекаемых металлов.
Наиболее часто решается прямая задача составления баланса. В этом случае в
качестве исходных данных служат состав и масса руды или концентрата,
шихты, пульпы или раствора, поступающего на переработку, а определяются
масса (выход) и состав продуктов, полученных на данной технологической
операции. При решении обратной задачи задаются составом поступающих
материалов в шихте, пульпе или компонентов растворов, а также составом
или массой по крайней мере некоторых продуктов процесса. В этом случае
рассчитываются соотношения исходных материалов и их количества, состав
и количества тех продуктов, которые не задавались. При арифметической метчике технологических расчетов вначале баланс рассчитывается на условный
поток, обычно на 100 или 1000 кг перерабатываемого сырья. В
технологических расчетах по производству глинозема принято вести
составление балансов на условный поток в 1000 кг получаемого глинозема.
На следующем этапе, используя заданную производительность, на основании
балансов на условный поток рассчитывают годовые, суточные и часовые
материальные потоки.
В зависимости от наличия тех или иных исходных чанных применяются
различные методики составлении материальных балансов.
При использовании способа задания извлечений необходимо задаться
извлечением всех химических элементов во все продукты процесса.
Извлечениями задаются по промышленным данным, либо по результатам их
предварительного вычисления с помощью математического описания
закономерностей процесса. Зная состав исходных материалов, по величине
выходов находят состав и количество продуктов. Данный вид расчета прост,
но для его применения необходимо знать все извлечения, которые известны
далеко не всегда. Практические извлечения могут оказаться непригодными
для новых или усовершенствуемых процессов. При использовании способа
задания составов требуется знание концентраций всех элементов во всех
продуктах процесса. Расчет сводится к составлению уравнений
материального баланса по каждому из элементов и решению системы
линейных алгебраических уравнений вида
Ciис mис = ∑𝒌𝒋 𝑪𝒊𝒋 ,
где Ciис - концентрация i -того элемента в исходном материале,
mис - масса исходного материала,
𝑪𝒊𝒋 - содержание i-того элемента в j-м (от 1 до к ) продукте.
В качестве неизвестных берут массы продуктов тj .
Способ задания коэффициентов распределения опирается на заданные
для данной температуры и давления отношения концентраций веществ,
распределенных между фазами (отношения концентраций берутся по
практическим данным). В относительно узких пределах изменения
параметров проведения металлургических процессов коэффициент
распределения можно считать постоянным. Способ используется лля
расчетов процессов ректификации, дистилляции, возгонки, экстракции и
ионного обмен а , фильтрации (по соотношению твердое : жидкое).
Споcоб расчетов по химическим реакциям включат в себя следующие
этапы:
- определение всей совокупности химических реакций, протекающих в
металлургическом процессе;
- определение степеней протекания реакций. Обычно задаются в каждом
конкретном случае на основе практических данных;
- расчеты количества продуктов по стехиометрии реакций и составление
баланса.
Чаще всего расчеты ведутся комбинированным способом. В зависимости
от изученности процесса и требований к точности технологического расчета
задаются для одних извлечением, других - содержанием, для третьих - коэффициентами распределения или химическими реакциями. Для разработки
комбинированного способа требуется хорошее знание закономерностей
процесса. Комбинированные способы являются основными в расчетах по
производству глинозема.
2. ОСНОВЫ ТЕХНОЛОГИИ ПОЛУЧЕНИЯ ГЛИНОЗЕМА
2.1. Общие сведения о способах производства глинозема
В настоящее время весь первичный алюминий, объем производства
которого занимает первое место среди цветных металлов, получают из
глинозема электролизом его раствора в криолитном расплаве. Первым
этапом производства алюминия является получение глинозема из
алюминиевых руд, преимущественно бокситов. Промежуточный продукт
производства алюминия - глинозем (технический оксид алюминия) можно
получать из различных алюминиевых руд: бокситов, нефелинов, алунитов и
др. В настоящее время глинозем получают из различных алюминиевых руд
щелочными способами, т.е. алюминий извлекают из сырья в виде алюмината
натрия или калия. Кислотные и хлоридные способы находятся в гадии
исследования и в промышленности не используют.
Промышленные щелочные способы переработки выбираются в основном
от вида и качества сырья. Способ Байера (гидрохимический способ)
используется для переработки высококачественных бокситов. Способ
спекании с известняком или содой и известняком применяются при
переработке низкокачественных высококремнистых и в ы сокожелезистых
бокситов и нефелиновых руд.
Комбинированные способы сочетают способы Байера и спекания в
параллельном или последовательном варианте и позволяют использовать
наиболее экономичный способ Байера и при переработке низкосортных
бокситов. В настоящее время 95 % производимого в мире глинозема
получают из бокситов способом Байера. Только промышленность СССР
освоила технологию комплексной переработки нефелиновых руд методом
спекания. Доля глинозема, производимого в России из нефелина, составляет
около 20 %, остальное количество производится способом Байера или
комбинированным методом Байер-спекание из бокситов. Выбор способа и
аппаратурного оформления процесса зависит от многих факторов. Основные
факторы, определяющие схему переработки, следующие:
- кремниевый модуль (μSi) - отношение содержания по массе Аl2Оз к SiО2
в боксите:
- содержание вредных примесей сульфидов, карбонатов и органических
веществ в боксите;
- минералогический состав соединений алюминия и кремния;
- содержание оксида железа.
3. ПОЛУЧЕНИЕ ГЛИНОЗЕМА СПОСОБОМ БАЙЕРА
3.1. Теоретические основы процесса
Сущность всех щелочных способов производства глинозема заключается
в переводе алюминия в составе алюмината натрия в раствор каустической
щелочи мри выщелачивании рудного алюминиевого сырья.
Способ Байера основан на свойстве алюминатных растворов находится в
метастабильном (относительно устойчивом) состоянии при повышенных
температурах и концентрациях и на самопроизвольном их разложении с
выделением гидроксида алюминия в виде осадка при понижении
температуры и концентрации. По способу Байера перерабатываются
высококачественные бокситы, и он является наиболее экономически
выгодным и. вследствие этого, самым распространенным способом
производства глинозема.
При выщелачивании оборотным алюминатно-щелочным раствором одноили трехводный гидроксид алюминия боксита в условиях автоклавного
выщелачивания (повышенная температура и концентрация каустической
щелочи) переходит в раствор по реакции
Аl2Оз*хН2О + 2NaOH + (3-х)Н2О → 2NaAl(ОH)4 .
твердое
раствор
Перешедший в раствор в виде алюмината натрия алюминий выделяют на
операции декомпозиции, используя реакцию гидролиза
2NaAl(ОH)4 ↔ Аl(ОН) 3+ NaOH .
раствор
твердое
Эта реакция, в отличие от реакции растворения, протекает в других условиях
- пониженных температурах и концентрациях. Видно, что основным
промежуточным продуктом производства глинозема способом Байера
являетс я щелочной алюминатный раствор (см. рис. 1.1), который проходит
замкнутый цикл, состоящий из процессов выщелачивания, разбавления,
разложения и выпарки.
3.2. Основные свойства алюминатных растворов
Основными компонентами алюминатных растворов являются алюминат
натрия, гидроксид натрия, в меньших количествах присутствует сода.
Оксид натрия, содержащийся в алюминатных растворах, подразделяется
на каустическую щелочь (Nа2Ок), входящую в состав алюмината натрия и
гидроксид натр и я , и карбонатную, входящую в состав соды (Na2Оу). Общее
содержание оксида натрия определяется как
Na2Ообщ = Na2ОK + Na2Oy .
Важнейшей характеристикой алюминатных растворов, определяющей и х
поведение на переделах производства по схеме Байера, является
каустический модуль ак - молярное отношение Na 2Oк к Аl2Оз в растворе
ак =
𝐍𝐚𝟐𝐎к
А𝐥𝟐Оз
(моль) =
г
)∗𝟏𝟎𝟐
дм𝟑
г
А𝐥𝟐Оз(дм𝟑)∗𝟔𝟐
𝐍𝐚𝟐𝐎к(
= 1,645
г
)
дм𝟑
г
А𝐥𝟐Оз(дм𝟑)
𝐍𝐚𝟐𝐎к(
где 102 и 62 - мольные массы соответственно Аl2Оз и Na2О. Часто
используется величина общего щелочного модуля раствора
𝐍𝐚2Ообщ
Аl2Оз
(мол.) = 1,645
г
)
дм𝟑
г
А𝐥𝟐Оз(дм𝟑)
𝐍𝐚𝟐𝐎общ(
Изучение растворимости Аl2Оз в растворе Na OH в области
концентраций и температур, имеющихся н а практике, позволяет сделать
следующие выводы:
1. Растворимость оксида алюминия в растворе щелочи с ростом
концентрации Na2ОK сначала медленно, а затем очень быстро
возрастает, достигает максимума, после чего резко падает.
2. С повышением температуры растворимость Аl2Оз в растворах щелочи
значительно увеличивается и расширяет область концентраций
ненасыщенных растворов. Пр и этом можно получить более богатые
по Аl2Оз, г.е. р а с творы с м е н ьш и м равновесным каустическим
модулем.
3. Из устойчивого алюминатного раствора оксид алюминия может быть
выделен в виде А1(ОН)з при температурах ниже 125°С путем охлаждения
или разбавления раствора. При этом, чем более пересыщен раствор оксидом
алюминия, т.е. чем ниже его каустический модуль, тем больше скорость
осаждения гидроксида и тем больше его количества выделится из единицы
объема алюминатного раствора.
3.3. Поведение различных элементов, входящих в состав бокситов
при их переработке по способу Байера
3.3.1. Поведение минералов алюминия
Цель выщелачивания бокситов - максимальное извлечение оксида
алюминия из сырья в алюминатный раствор. В зависимости от
минералогической формы гидроксида алюминия в боксите выщелачивание
ведут при различных температурах и концентрации щелочи в оборотном растворе. Гиббситовые бокситы (Аl2Оз • ЗН2О) достаточно эффективно
выщелачиваются уже при температурах 95 -120°С. Более трудновскрываемые
бемитовне бокситы (Аl2Оз • Н2О) выщелачивают при 150 - 230°С, а трудновскрываемые бемит-диаспорсвые и диаспоровые - при 230 - 245°С. В
настоящее время наблюдается тенденция к увеличению температур
выщелачивания до 250 - 270°С и выше. Это позволяет сократить время
выщелачивания с 2÷3ч до нескольких минут при практически полном
выщелачивании минералов алюминия и применять оборотные растворы с
меньшей концентрацией свободной щелочи. Оптимальные концентрации
щелочи в оборотном растворе выбираются в зависимости от вида
перерабатываемого боксита и используемого оборудования в каждом случае
отдельно. Наиболее часто встречающиеся в отечественной практике бемитдиаспоровые и диаспоровые бокситы обычно выщелачивают оборотным
алюминатным раствором с концентрацией Na2Oк 280÷300 г/дм3 при ак
=3.3÷3,5 и температуре 235 - 245°С. Соотношение между оборотным
раствором и бокситом, поступающим на выщелачивание, определяется
задаваемым каустическим модулем алюминатного раствора, полученного в
результате выщелачивания. Равновесный каустический модуль
алюминатного раствора при температуре выщелачивания 200-245°С равен
1,3÷1,35. Нецелесообразно тратить длитьное время на достижение
равновесного άк и поэтому на практике ведут выщелачивание до άк = 1,5+1,8.
В результате выщелачивания получают пульпу, состоящую из алюминатного
раствора, содержащего весь извлеченный и сырья алюминий, и твердого
остатка (красный шлам), в котором остается недовыщелоченный алюминий.
3.3.2. Поведение кремния
Кремний, находящийся в бокситах в виде кремнезема SiO2 различных
модификаций, каолинита Al2O3*2SiО2*2H2О и хлоритов (шамозитов)
сложного состава, легко выщелачивается по упрощенной реакции
SiO2 + 2NaOН = Nа2SiO3 + Н2О.
Концентрация SiO2 в алюминатном растворе повышается до величины 2÷10
г/дм3 SiO2, а затем быстро снижается в результате осаждения
малорастворимого гидроалюмосиликата натрия (сокращенно ГАСН).
Химический состав ГАСН зависит от температуры осаждения, состава и концентграции алюминатного раствора, имеет переменный состав и описывается
формулой
Na2О*Аl2Оз • (l,4÷2,0)SiO2 • H2O.
Исследования состава ГАСН в красных шламах отечественных глиноземных
заводов показали, что средний состав ГАСН соответствует формуле
Na2O • Аl2Оз • l,7SiO2 • Н2О.
В этом случае реакция взаимодействия описывается уравнением
1,7Na2SiО3 + 2NaAI(OH)4 = Na2О • Аl2Оз • 1,7SiO2 • Н2О +3,4NаОН + 1,3Н2О.
Для технологических расчетов часто используетеся стехеометрнческий
состав ГАСН, соответствующий природному соединению-канкриниту,
отвечающему формуле
Na2О • Al2O3•2SiО2 • 2Н2О
Как видно из состава ГАСН, осаждающегося в красный шлам, он имеет в
своем составе Аl2Оз и Na2О, чем и обуславливаются основные химические
потери оксида алюминия и щелочи с отвальным красным шламом. Таким
образом, содержание кремнезема в боксите будет определять теоретическое
(химическое) извлечение Аl2Оз из бокситов в цикле Байера.
Качество боксита во многом определяется кремневым-модулем боксита
μSi представляющим собой отношение по массе содержания Аl2Оз к SiО2 в
боксите
μSi =
(𝐀𝐥𝟐𝐎𝟑)б%
(𝐒𝐢О𝟐)б%
где Аl2Озб и SiO2б -содержание соответствующих компонентов в боксите в %.
Исходя из состава ГАСН Na2О • Аl2Оз • 1.7SiО2 • Н2О теоретическое
извлечение Аl2Оз в % составит
Ет =
(𝐀𝐥𝟐𝐎𝟑)б−(𝐒𝐢О𝟐)б
(𝐀𝐥𝟐𝐎𝟑)б
∗ 𝟏𝟎𝟎 =
𝛍𝐒𝐢−𝟏
𝛍𝐒𝐢
∗ 𝟏𝟎𝟎
а для принятого состава Na2О • Аl2Оз • 2SiО2 - 2Н2О
Ет =
(𝐀𝐥𝟐𝐎𝟑)б−𝟎,𝟖𝟓(𝐒𝐢О𝟐)б
(𝐀𝐥𝟐𝐎𝟑)б
∗ 𝟏𝟎𝟎 =1-
𝟎,𝟖𝟓
𝛍𝐒𝐢
∗ 𝟏𝟎𝟎
Практический выход Аl2Оз при выщелачивании на 2÷5% ниже
теоретического, так как в остатке о т выщелачивания (красном шламе) всегда
содержится некоторое количество недовыщелоченного глинозема. В
большинстве случаев промышленного производства глинозема, как
показывает практика, приемлемый товарный выход глинозема должен быть
не менее 80 %. В этом случае теоретический выход глинозема должен быть
не менее 82 ÷ 85 а это равнозначно кремниевому модулю боксита 6÷7.
Технико -экономический анализ, проведенный в ряде стран, показан, что
бокситы с 𝛍𝐒𝐢 больше 6÷7 при прочих благоприятных условиях (малое
содержание в боксите карбонатов и сульфидов, органики) выгодно перерабатывать наиболее простым гидрохимическим способом Байера. При 𝛍𝐒𝐢 < 6
÷7 используется более дорогой, но универсальный метод переработки
бокситов спеканием.
3.3.3 Поведение минералов железа
Содержание железа в бокситах варьируется в широких пределах. Железо
представлено в бокситах в основном в виде оксидов - гематита (Fe2O3) и
магнетита (Fe3O4) и гидроксидов - гидрогематита (Fe2О3 • nH2O), гетита
(FeOOH). лимонита (2Fe2О3 • ЗН2О). В небольших количествах могут
содержаться сульфиды и карбонаты железа. Гематит и магнетит не
взаимодействуют со щелочными растворами и полностью переходят в
красный шлам, придавая ему характерную окраску. Гидроксиды в условиях
высоких температур автоклавного выщелачивания обезвоживаются, но в
условиях операций разбавления и crvшения частично снова гидратируются и
набухают, ухудшая тем самым свойства красного шлама. Карбонат железа
(сидерит) переводит Na2Ок в соду
FeCO3 + 2NaOH = Fe(OH)2 + Nа2CO3
Затем образуются высокодисперсные оксиды жeлеза загрязняющие
алюминатные растворы и ухудшающие, отстаивание красного шлама
4Fe(OH)2 = Fe3О4 + FeO + 3H20 + Н2
Сульфиды железа, в основном пирит (FeS2), разлагаются в алюминатных
растворах, образуя в конечном счете высокодисперсную FeO и FезО4,
сульфит (Na2SО3) и сульфа (Na2SО4) натрия. Наличие сульфатов и сульфитов
в алюминатных растворах резко ускоряет коррозию стальной аппаратуры, в
особенности декомпозеров.
3.3.4. Поведение соединений титана
Титан представлен в бокситах в основном диоксидом титана ТiО2
(анатаз, рутил) и титанатом двухвалентнoго железа FeO•TiО2 (ильменит).
Соединения титана медленно реагируют только при высоких температурах
со щелочью алюминатного раствора, образуя малорастворимый метатитанат
натрия NаНТiОз.
Метатитанат натрия образует тонкие, но очень прочные пленки на
поверхности зерен бемита и диаспора, что тормозит их растворение и
приводит к неполному вышелачиванию Аl2Оз из боксита. Вредное влияние
ТiО2 устраняется добавкой на выщелачивание 3÷5 % СаО по массе боксита.
Оксид кальция связывает титан в кристаллический титанат кальция СаО •
ТiО2 • Н 2 О который не образует пленок. Помимо этого присутствие СаО в
пульпе каталитически ускоряет растворение зерен диаспора при
выщелачивании, а также снижает потери Na2О с ГАСН, замещая в нем
частично оксид натрия.
3.3.5. Поведение соединений кальция и магния
В бокситах содержатся небольшие примеси кальцита СаСОз и доломита
СаСОз • MgCО3. Они легко разлагаются в щелочных растворах, переводя
каустическую щелочь в карбонатную по реакции
МеСОз + 2NaOH = Na2CО3 + Ме(ОН)2,
где Me - кальций или магний.
Это уменьшает концентрацию активной щелочи при выщелачивании,
оказывая вредное влияние на процесс. Помимо этого, наличие гидроксидов
кальция и магния в пульпе приводит к потерям Аl2Оз, которые переводят
глинозем из раствора в шлам по реакции:
3Ca(Mg)(OH)2 + 2NaAl(OH)4 = 3Ca(Mg)О • Аl2Оз • 6Н2О + 2NaOH.
3.3.6. Поведение малых примесей
К малым примесям в бокситах относятся соединения фосфата, фтора,
ванадия, галлия, хрома и других элементов, а также органических
соединений, содержание которых находится в пределах 0.001÷ 0.1 %. При
выщелачивании эти соединения разлагаются и 60 ÷ 90 % переходят в раствор
в виде солей натрия (фосфаты Na3PO4, ванадаты Na3O4 галаты NaGa(OH)4,
фториды NaF, оксалаты натрия и т.д.). Небольшая часть этих примесей при
декомпозиции соосаждается с гидроксидом алюминия, загрязняя ее. и
ухудшает качество товарного глинозема. Основное количество малых
примесей осаждается с содой при операции выпарки, придавая ей рыжую
окраску. Ванадий можно выделить из упаренных растворов при повышенной
концентрации Na2Ок охлаждением растворов в виде ванадиевой "сырой" соли
с содержанием 2÷10% V2О5. Хром можно выводить из алюминатных
растворов по мере его накопления добавками Na2S который дает с хромом
малорастворимые соединения. Галий накапливается в оборотных
алюминатных растворах до концентраций 0.1÷0,2 г/дм3 Ga2O3 и извлекается
из них электрохимическими методами (электролизом и цементацией).
3.4. Аппаратурно-технологическое оформление процессов
выщелачивания бокситов
Боксит перед выщелачиванием подвергают крупному дроблению на
руднике. На заводе бокситы усредняют, подвергают среднему и мелкому
дроблению в 2÷3 стадии. Далее бокситы подвергаются мокрому размолу в
шаровых мельницах в среде оборотного раствора при Ж:Т = (0.8÷1,0): 1 в
замкнутом цикле со спиральными классификаторами или гидроциклонами.
Основную часть оборотного раствора подают в классификаторы и в
мешалки, где готовится сырая пульпа перед подачей на выщелачивание в
автоклавы.
Необходимое количество оборотного раствора, добавляемого на
выщелачивание, рассчитывают по уравнению, полученному из уравнения
каустического модуля алюминатного раствора. Решенное относительно
объема оборотного раствора оно имеет вид
V
=
0,0608(А12О3)б -η• ά к . а л - N1+ N2 + N3
0,608(А12Оз)об •(ά к . о б - ά к . а л )
где V - объем оборотного раствора на 1000 кг сухого боксита, м3:
(Аl2Оз)б - содержание Аl2Оз в боксите, %;
(Na2О)o6 и (Аl2Оз)об - концентрация Na2Oк и Аl2Оз в оборотном растворе,
г/дм3:
η - выход Аl2Оз при выщелачивании боксита, учитывающий химические
потери Аl2Оз с шламом и недовскрытие алюминиевых материалов при
выщелачивании, %;
ά к . о б и ά к . а л - соответственно каустические модули оборотного и
алюминатного раствора;
N1 - количество щелочи, вводимой в оборотный раствор для компенсации
ее потерь, кг;
N2- потери щелочи вследствие связывания ее в гидроалюмосиликат
(ГАСН), кг;
N3- количество оксида натрия, перешедшего из каустической формы
Na2О в карбонатную Na2О в результате декаустификации, кг.
Приготовленная пульпа выдерживается в баке-мешалке при температуре
80-90°С в течение нескольких часов для осаждения основного количества
ГАСН. Это предотвращает его осаждение на греющих элементах автоклавов
с образованием слоя инкрустаций (накипи), что резко ухудшает условия
теплообмена. Затем пульпа заканчивается насосами высокого давления
плунжерного или мембранного типа в автоклавные батареи. Существует 4
варианта построения автоклавных батарей. В отечественной практике чаще
всего используются автоклавные батареи, состоящие из кожухотрубных
теплообменников (рис. 2.3, вариант 1), вертикальных стальных автоклавов с
обогревом острым паром и двух- трех сепараторов (самоиспарителей), где
пульпа охлаждается и отделяется вторичный пар. Температура
выщелачивания 225 - 235 °С, температура пара первой ступени самоиспарения составляет 160 - 170 °С. второй - 1 1 0 -120 °С. Пар первой ступени
подается в кожухотрубные теплообменники, нагревая пульпу до 140 - 145 °С.
Догрев пульпы до реакционной температуры осуществляется контактным
способом подачей свежего пара с ТЭЦ в нижнюю часть автоклава. Это
позволяет обойтись без перемешивающих устройств в автоклаве. Способ
требует малых эксплуатационных и капитальных затрат, но в силу плохой
регенерации тепла требует большого расхода свежего пара.
Второй вариант выщелачивания предусматривает применение автоклавов
со встроенными теплообменниками в виде пучка труб и перемешивающими
механическими устройствами (см. рис. 3.2., вариант 2).
Сепарация пульпы проводится в 8-12 ступеней. Сепараторный пар
каждой из ступеней направляется в теплообменники соответствующих
автоклавов для предварительного нагрева пульпы.
Рис. 2.3. Варианты схем выщелачивания боксита: 1 - кожухотрубный
теплообменник, 2 - автоклав с нагревом острым паром, 3 - сепаратор, 4 высоконапорный насос, 5 - автоклав с перемешивающим устройством и
теплообменником, 6 - трубчатый теплообменник, 7 - трубчатый автоклав.
До реакционной температуры пульпа нагревается в последних 3 - 4
автоклавах через теплообменники свежим паром с ТЭЦ. При реакционной
температуре 225 -235ºС предварительный нагрев пульпы вторичным паром
составляет 160-180 °С. Автоклавы данного типа имеют значительные
объемы, а вся батарея громоздка и имеет высокую металлоемкость, при
высоком тепловом к.п.д., в результате чего расход пара на такой батарее в 2
раза ниже, чем в первом варианте.
По третьему варианту, сочетающему в некоторой степени преимущества
первого и второго варианта, поток выщелачивающего раствора делится на
две неравные части. Меньшая часть при Ж:Т = 1:(1÷0.8) идет на размол и
служит для приготовления бокситовой пульпы. Основное количество
раствора проходит ряд последовательно соединенных теплообменников,
прогреваясь сепараторным паром. Нагретый раствор и холодная пульпа
смешиваются в специальном смесителе и поступают в реакционные
автоклавы, где нагреваются до реакционной температуры паром (острым). В
результате применения такой схемы достигается высокий тепловой к.п.д. и
упрощается аппаратурное оформление процесса.
Четвертый вариант предусматривает применение выщелачивания при
высоких температурах (до 300 °С) и. соответственно, давлениях (до 16.0
МПа). Проведение процесса в этих условиях стало возможным с применением трубчатого автоклава. Он представляет собой длинный трубопровод,
составленный из секций труба в трубе. Нагреваемая пульпа' движется по
внутренней трубе со скоростью 1,5÷3м / с . Эта скорость создает
турбулентный режим течения пульпы и обеспечивает активное перемешивание и теплообмен, что позволяет провести полное выщелачивание за
короткое время (от нескольких минут до долей минут). В кольцевое
пространство секций направляется вторичный пар из соответствующего
самоиспарителя или может осуществляться теплообмен пульпа-пульпа.
Дальнейший нагрев пульпы до реакционной температуры проводится с
помощью солевого или органического теплоносителя, нагреваемого в
выносном котле.
3.5. Отделение и промывка красного шлама
Вне зависимости от аппаратурной схемы выщелачивания пульпа после
выщелачивания всегда разбавляется промводой от промывки красного шлама
до концентрации 120-150 г/дм3 Аl2ОЗ и 140-160 г/дм3 Na2O. За счет изменения
концентраций происходит дополнительное обескремнивание и снижается
вязкость растворов, что обеспечивает отделение красного шлама
отстаиванием с приемлемой скоростью. Чаще всего отделение красного
шлама от алюминатного раствора ведут методом отстаивания в системе
сгустителей до Ж:Т сгущенного шлама 2,5÷2.8. Для ускорения осаждения
тонких частиц красного шлама в пульпу добавляют флокулянт, чаще всего
ржаную муку, действующим началом которой является крахмал.
Алюминатный раствор (верхний слив сгустителей) после отделения от шлама
подвергают дополнительной очистке от твердой фазы с помощью
контрольной фильтрации на насыпных или листовых фильтрах. Шлам промывается в несколько стадий противотоком водой с использованием
промывателей, которые по конструкции аналогичны сгустителям. Промвода
направляется на разбавление автоклавной пульпы, а промытый шлам откачивается в шламовые накопители - шламовые пруды. Для снижения вязкости
раствора и исключения гидролиза алюмината натрия процессы отделения и
промывки красного шлама ведут при температуре не ниже 95 ºС.
3.6. Разложение алюминатных растворов
Разложение алюминатных растворов (декомпозиция или выкручивание)
ведут с целью максимального выделения из растворов алюминия в виде
гидроскида. Раствор после контрольной фильтрации охлаждается в пластичных теплообменниках до температуры 58÷60°С в результате его степень его
пересыщения по Аl2Оз по отношению к равновесной резко повышается то
величины 60÷70 г/дм3 Аl2ОЗ. Для увеличения скорости процесса и регулирования крупности частиц выделяемого продукта применяется затравка из
гидроксида алюминия. Затравка готовится из свежеосажденного гидроксида
алюминия, полученного от предыдущей операции и играет роль центров
кристаллизации.
Количество
затравки
определяется
заправочным
отношением, которое определяется массовым отношением Аl2ОЗ в затравке
и растворе
З.О. =
А𝐥𝟐ОЗ затр
А𝐥𝟐ОЗ раств
В настоящее время применяется затравочное отношение 2.0÷3.5. В этих
условиях время декомпозиции составляет 40÷70 ч при степени выделения
Аl2Оз из раствора 50 ÷53 % и конечном пересыщении растворов 15 ÷ 25 г/дм3
Аl2ОЗ.
Температура растворов к концу процесса снижается до 45÷50°С, что
позволяет сохранить достаточный уровень пересыщения в процессе
декомпозиции. Меняя режимы декомпозиции, можно регулировать скорость
осаждения гидроксида алюминия и ее химический и гранулометрический
(дисперсный) состав. Стремятся получить А1(ОН)з с минимальным
количеством примесей и минимальным количеством мелких (меньше 15 ÷20
мкм) и крупных (более 100÷ 120 мкм) зерен. Дисперсность гидроксида
определяется в основном скоростью разложения: чем выше скорость
разложения раствора, тем мельче получается гидроксид алюминия. Процесс
декомпозиции осуществляется непрерывно в батарее декомпозеров из десяти
и более аппаратов единичной ёмкостью 800÷3000 м3. В процессе
декомпозиции пульпа непрерывно перемешивается с такой скоростью, чтобы
гидроксид непрерывно находился во взвешенном состоянии во избежание
забивки декомпозеров. В основном перемешивание осуществляется сжатым
воздухом с помощью аэролифтных устройств, реже механическими
мешалками.
Пульпу гидроксида отделяют от основного количества маточного
раствора в сгустителях и классифицируют по крупности. Более крупные
фракции направляют в виде продукционного гидрата на фильтрацию и промывку. Мелкие фракции стремятся использовать в качестве затравки.
Продукционный гидроксид имеет влажность 10÷14 % и содержит основные
примеси в количестве, %,: 0,02 - 0,08 SiO2, 0,2-0,4 Na2О, 0,03 - 0.08 Fе2Оз.
Продукционный гидроксид направляется на операцию кальцинации, а
маточный раствор - на выпаривание.
3.7.
Выпаривание маточного раствора
Цель выпаривания - удалить избыток воды и свести баланс цикла Байера
по воде, увеличив концентрацию Na2О от 200 г/дм3 в маточном растворе до
300 г/дм3 в оборотном. Количество упариваемой воды зависит от условий
выщелачивания и физических свойств отмываемого красного шлама. Для
отечественных предприятий при использовании острого пара для обогрева
автоклавов количество упаренной воды составляет в среднем 40 % от общего
количества воды в цикле. В процессе выпаривания по мере повышения
концентрации Na2Oк снижается растворимость соды, органических веществ
и натриевых солей примесей, в основном сульфатов. При охлаждении из
упаренного раствора кристаллизуется сода (оборотная или "рыжая") и вместе
с ней органические соединения и примеси в виде сульфата, ванадата,
фосфата, фторида натрия и др.
3.8.
Каустификация оборотной соды
Для частичной компенсации потерь щелочи в способе Байера
карбонатную щелочь, выделившуюся в виде осадка при упаривании
маточных растворов, переводят в каустическую, обрабатывая осадок
известковым молоком при 60 ÷ 70ºС
Na2C03 + Ca(OH)2 = 2NaOH + СаСОз.
Известковое молоко (200 г/дм3 СаО) получают обжигом кускового
известняка в шахтной печи и гашением извести в мельницах слабым
раствором соды. Недостающее количество каустической щелочи вводится в
оборотный раствор в виде растворов свежего каустика с концентрацией 400
г/дм3 Na2О.
3.9. Кальцинация гидроксида алюминия
Цель этой завершающей процесс Байера операции -перевод гидроксида
алюминия в безводный оксид - товарный глинозем, путем обжига при 1200
÷1250 ºС. При 110 ÷ 120 °С из гидроксида начинает удаляться внешняя влага,
при 200÷250°С молекула гидроксида теряет 2 молекулы воды и превращается
в бемит А1ООН, при температуре 500°С начинается превращение в
безводную γ Аl2Оз, а при 800 °С начинается переход в негигроскопичную
равновесную форму ά Аl2Оз. Металлургический глинозем, полученный на
отечественных заводах, содержит 30÷50 ά Аl2Оз,остальное γ Аl2Оз. Фазовый
состав глинозема регулируется температурой кальцинации и ее длительностью. Кальцинацию глинозема проводят так. чтобы было
минимальным разукрупнение частиц исходного гидроксида и загрязнение
материалом футеровки печи (в основном SiO2). Этим условиям соответствует
кальцинация глинозема во вращающихся трубчатых печах или печах
кипящего слоя с обогревом сжиганием природного газа. Кальцинация в
кипящем слое позволяет увеличить тепловой к .п . д . до 75 % против 45 %
для вращающихся.
4. Расчет баланса выщелачивания боксита в автоклаве
Расчет баланса проводим комбинированным методом на условный поток
материалов - на 1000 кг сухого боксита. Расчеты проводим в упрощенном
варианте - без учета механических потерь глинозема и без учета изменения
концентраций растворов при обогреве автоклавов острым паром
(разбавление конденсатом) и удаление воды в самоиспарителях.
4.1.
Исходные данные
Сырье - боксит диаспор-бемитового типа. Химический состав в % по массе
на сухую массу боксита: Аl2О3 - 53.8; Fe2O3 - 21.0; SiO2 - 3.5; СаО - 2,5: ТiО2
- 2.18; СО- 2,8; прочие - 2,98; потери при прокаливании (вода конституционная) 11,24. Сумма всех компонентов 100,0 %. Влажность боксита 5 % по массе от физической массы боксита.
Плотность боксита - 3000 кг/м3.
Состав оборотного щелочного раствора, г/дм3: Na 2 O к -300.0; Аl2Оз - 128,0.
Na2Oy - 25,0; СО2 - 17,7.
Модуль оборотного раствора άКОб =3,9.
Плотность оборотного раствора - 1400 кг/дм3.
Каустический модуль алюминатного раствора после выщелачивания
άКал =1.7.
Добавка извести составляет 3 % СаО от массы сухого боксита. Оксид
кальция вводится в виде известкового молока, которое содержит 3000 г/дм3
СаО, а плотность составляет 1250 кг/м3.
В результате расчета составляется баланс приготовления шихты и
определяется количество и состав красного шлама.
4.2.
Порядок расчета
4.2.1. Рассчитываем
дозировку
извести
в
шихту
размола
боксита.
Согласно
исходным
данным
на
1000
кг
боксита
необходимо ввести 30 кг СаО (1000.0*3/100 = 30.0). С учетом оксида
кальция, содержащегося в боксите в связанном виде 1000,0 * 2,5/100 = 25,0
кг. С известковым молоком необходимо внести 5 кг СаО (30,0 - 25,0 = 5,0).
1 дм3 известкового молока при массе 1250 г (согласно заданной плотности)
имеет в своем составе 950 г воды (1250-300).
Используя это соотношение, определяем количество воды, поступающее в
шихту с известковым молоком:
5,0* 950/300= 15,83 кг.
4.2.2. Рассчитываем
массу
влажного
боксита.
влаги,
вносимое
бокситом,
при
условии
5
%
составит
1000,0*5/95 = 52,63 кг.
Количество
влажности
Тогда количество влажного боксита, поступающего на размол, составит
1052,63 кг (1000,0 + 52,63).
4.2.3. Определяем химические потери Аl2Оз и Na2О в виде
ГАСН.
Для
расчета
принимаем
ГАСН
состава
Na2О•Аl2Оз•2SiО2•2Н2О.
Используя
мольные
массы
компонентов,
входящих
в
ГАСН,
и
количество
SiО2
в
поступившем боксите, определяем массу составляющих ГАСН:
Аl2Оз = 35,0 102 / (2 • 60) = 29,75 кг,
Na20 = 35,0 • 62 / (2 • 60) = 18,06 кг,
Н20 = 35,0 •2• 18/(2• 60)= 10,5 кг.
и его общее количество:
ГАСН = 18,06 + 29,75 + 35,0 + 10,50 = 93,31 кг.
1.2.4. Определяем извлечение Аl2Оз при выщелачивании.
(теоретическое извлечение при выщелачивании определяется потерями Аl2Оз
в составе гидроалюмосиликата расчитывается по содержанию Аl2Оз в нем
(см. 3.2.2)
Е теор =
538,0−29,75
538,0
∗ 100 = 94.48 %
Действительное или химическое извлечение в алюминатный раствор
меньше теоретического на несколько процентов из-за недовскрытия
минералов алюминия в боксите и потерь Аl2Оз с красным шламом из-за
недоотмывки и гидролиза. Примем для наших расчетов Епракт = 91,0 %.
4.2.5. Определим потери едкой щелочи. Согласно исходным данным с бокситом поступает 28,0кг СО2 в составе
карбонатов.
Весь
СО2
карбонатов
при
выщелачивании
переходит в раствор, переводя Na2ОK в Na2Oy (см. 3.3.5.).
Количество карбонатной щелочи составит
Na2Oy = 28,0 • 62/44 = 39,45 кг.
Тогда общее количество потерь едкой щелочи с ГАСН и при
декаустификации в виде соды составит
∑N = 18,06 + 39,45 = 57,51 кг.
4.2.6. Рассчитываем
необходимое
количество
оборотного
раствора
по
уравнению,
составленному
на
основании
баланса
каустического
модуля
алюминатного
раствора
(см.
3
3.4).
Количество
оборотного
раствора
в
1
м
на
тонну
боксита составит
V=
𝟎,𝟎𝟔𝟎𝟖∗𝟓𝟑,𝟖∗𝟗𝟏,𝟎∗𝟏,𝟕+𝟓𝟕,𝟓𝟏
𝟎,𝟔𝟎𝟖∗𝟏𝟐𝟖∗(𝟑,𝟗−𝟏,𝟕)
Масса оборотного раствора
Q= 1400*3,29 = 4606,0 кг.
= 3,29 м3/г
Рассчитываем количество компонентов, вносимым оборотным
раствором, по их содержанию в растворе и его объему. В нем содержится, кг:
Аl2Оз = 128•3,29 = 421,12 кг,
Na2Оу = 25 • 3,29 = 82,25 кг,
Na20K = 300•3,29 = 987,0 кг,
СО2 = 17,74•3,29 = 58,36.
Всего растворенных веществ = 1548,73 кг.
Количество воды в оборотном растворе рассчитываем по разности между
массой раствора и массой растворенных веществ:
Н2О = 4606,0 - 1548,73 = 3057,27 кг
В полученной при размоле пульпе будет:
твердого = 1000,0 + 5.0 = 1005,0 кг,
жидкого = 4606,0 + 52,63 + 15.88 = 4674,46 кг,
отношение Ж:Т = 4,65.
Результаты расчета состава пульпы сводим в табл. 4.1.
4.3. Расчет количества и состава красного шлама
4.3.1. Рассчитываем количество соединений, полученных при взаимодействии
оксида кальция с составляющими боксита. Считаем, весь диоксид титана
связывается в соединение СаО; ТiО2; Н2О. Тогда в нем будет содержаться, кг:
СаО = 21,8 • 56/79,9 = 15,27,
Н2O = 21,8 • 18/79,9 = 4,91.
Всего титаната кальция образуется
СаО• ТiО2•Н2О = 15,27 + 21,8 + 4,91 = 41,98 кг.
Отдельное количество СаО (30.0 - 15.27 = 14,73 кг) считаем полность
связанным в алюминат кальция 3СаО•Аl 2 О 3 •6Н 2 О. В его состав войдет,
кг:
СаО = 14,73,
А12Оз = 14,73 • 102/(3 • 56) = 8,94,
Н2О = 14,73 • 6 • 18/(3 • 56) = 9,47.
Всего алюмината кальция будет получено
ЗСаО • Аl2Оз • 6Н20 = 14,73 + 8,94 + 9,47 = 33,14 кг.
4.3.2. Рассчитываем
распределение
оксида
алюминия
между
продуктами
выщелачивания.
С
учетом
химического
извлечения
при
выщелачивании
в
раствор
перейдет
489,47 кг А12Оз (538 * 91/100).
Соответственно в шлам перейдет 48,53 кг оксида алюминия (538 - 489.47).
Считаем, что недовыщелоченный оксид алюминия остается в боксите в виде
диаспора А12Оз * Н2О и переходит в шлам. Его количество составит:
А12Оз = 48,53 - (29,75 + 8,94) = 9,84,
H2О= 9,84-18/102= 1,91 кг,
А12Оз * Н20 = 11,75кг.
4.3.3. Рассчитываем
количество
соединений
железа
в
красном
шламе.
Считаем,
что
весь
оксид
железа
переходит
в
красный
шлам.
По
данным
практики
проведения
процесса считаем,
что 80 % оксида будет находиться в
шламе
в
виде
безводной
формы,
а
20
%
в
виде
Fe2О3*ЗН20. Тогда в виде Fе2Оз находится 168 кт железа
(210,0*80/100), в виде трехводной формы 42 кг (210 - 168).
С
ней
будет
связано
14.17
кг
воды
(42,0*3*18/160).
Общее количество гидратированного оксида составит
Fe2O3 • ЗН2О = 42,0 + 14,17 = 56,17 кг.
Отнесем величину прочих боксита к твердой фазе продуктов
выщелачивания, т.е. красному шламу. Результаты расчета сводим в табл. 4.2.
5. РАСЧЕТ ПРОЦЕССОВ ДЕКОМПОЗИЦИИ
5.1. Исходными данными для расчета служит состав раствора,
выходящего из отделения сгущения и промывки красного шлама, и
технологические показатели процесса декомпозиции.
Расчет ведем на условный поток в 1000,0 кг А12Оз в алюминатном
растворе. Состав раствора, поступающего на декомпозицию, г/дм3: Nа2Ок =
140.0, Na2Oy = 15.5, А12Оз = 125, СО2 = 1 1 , каустический модуль раствора
составляет άк = 1,843, а плотность - 1300 кг/м3. Технологические параметры
выкручивания следующие: затравочное отношение - 2,0, отношение Ж:Т в
затравочном гидрате 1:1,5, общие потери А12Оз при декомпозиции - 0,5 %,
глубина разложения раствора - 50 %, влажность затравки, поступающей в
головной декомпозер - 12 %.
Схема процесса декомпозиции (см. рис. 3.1.) включает перемешивание
раствора в присутствии затравки из свежеосажденного гидроксида, сгущение
пульпы в сгустителе и классификацию пульпы с выделением мелкого гидрата, используемого в качестве затравки, и крупного продукционного гидрата,
идущего на кальцинацию.
5.2. Технологический расчет процесса
5.2.1. Рассчитываем количество и состав алюминатного раствора. Исходя из
заданной концентрации А12Оз в растворе, его объем составит 8 м3 (1000/125).
а масса 10400 кг (1300*8).
С алюминатным раствором вносятся компоненты, кг:
N2Ок = 1 4 0 • 8 = 1120.
N2Оу= 15.5 • 8 =124,
А12Оз = 1 2 5 • 8 = 1000,
СО2 = 1 1 • 8 = 88.
Всего растворенных веществ = 2332 кг.
Количество воды в растворе находим по разности:
10400,0 - 2332,0 = 8068,0 кг
5.2.2. Рассчитываем
количество
и
состав
затравки.
Согласно
заданному
затравочному
отношению
З.О.
=
А12Оз
в затравка / А12Оз в растворе = 2, количество А12Оз в затравке
составит
2000
кг
(1000;
2).
В
составе
затравки
А12Оз
ЗН2О будет
находиться 1058,82
кг гидратной
воды
(2000,0 *3*18/102), а масса гидрата составит
А12Оз • ЗН2О = 2000,0 + 1058,82 = 3058,82 кг.
В нем при условии 12 % влажности будет удерживаться гигроскопической
влаги
Н2Огигроск. = 3058,82 • 12/88 = 417,11 кг.
5.2.3. Рассчитываем
состав
зультате
декомпозиции,
при
гидрат, в состав которого входит; кг:
пульпы
50
%
декомпозиции.
разложении
В
реполучаем
А12Оз = 2000 + 1000 50/100 = 2500,0,
H2Oгидрат. = 2500,0 • 54 / 102 = 1323,53 кг.
Всего получено гидрата 3823,53 кг (2500,0 + 1323,53). Потери
компонентов раствора при декомпозиции составят, кг:
Na2ОK= 1120• 0,005 = 5,6,
Na2Oу= 124• 0,005 =0,62,
А12Оз = 1000•0.005 =5,0,
СО2 = 88•0.005=0.44,
Н 2 О = 8068•0.005 = 40.34.
Bceго потерь = 52.0 кг
В маточном растворе, после отделения гидроксида останется, кг:
А12Оз = (1000 + 2000) - (2500 +5,0) = 495,0,
Nа2Ок= 1120-5,6=1114,4,
Nа2Оу = 124- 0,62 =123,38
СО2 = 88-0,44=87,56
Н2О = (8068 + 1058,82 + 417,11) - (1323,53 + 40,34)=8180,06
Масса маточного раствора составит
Qмат.p-pa = 495 + 1114,4 + 123,38 + 87,56 + 8180,06 = 10000,4 кг.
Полученные величины сводим в табл. 5.1. в виде баланса декомпозиции.
Таблица 5.1
Баланс процесса декомпозиции
Поступает
Компоненты
Алюминатный
раствор
в том числе:
А12Оз
Выходит
Масса, кг
Компоненты
10400,0 Гидроксид
1000,0
в том числе:
А12Оз
Масса, кг
3823,53
2500,0
Na2ОK
Na2Oу
СО2
Н2О
Затравка в
том числе:
1120,0
124,0
88,0
8068,0
3475,93
А12Оз
2000,0
Н2Огидрат 1058,82
H2Oгигроск 417,11
Всего
Н2Огид
1323,53
Маточный раствор
10000,4
в том числе:
А12Оз
Na2ОK
Na2Оу
СО2
Н2О
495,0
1114,4
123,38
87.56
8180,06
Потери
в том числе:
А12Оз
Na2Ок
Na2Oу
СО2
Н2О
13875.93
Всего
52,0
5.0
5.6
0.6:
0.44
40.34
13875,93
6. СГУЩЕНИЕ ГИДРАТНОЙ ПУЛЬПЫ И ЕЕ
КЛАССИФИКАЦИЯ
6.1. Исходные данные. На сгущение поступает гидратная пульпа из
декомпозеров, состоящая из маточного раствора и гидроскида алюминия,
состав которых приведен в балансе декомпозиции (см. табл. 5.1). Принимаем
степень сгущения по практическим данным до соотношения Ж:Т= 1:1,5 в
сгущенном гидрате, а выход мелкого гидрата составляет 70 % по массе.
6.2. Технологический расчет. Рассчитываем состав маточного раствора,
удерживаемого гидратом
Qр-ра=
3823,53
1,5
= 2549,02 кг.
в нем содержится, кг:
А12Оз = 495,0 • 2549,02/ 10000,4 = 126,17,
Na20к = 1114,4 • 2549,02 / 10000,4 = 284,05.
Na2Oу= 123,38 • 2549,02/ 10000,4 = 31,45,
СО2 = 87,56 • 2549,02 / 10000,4 = 22.32,
H2О = 8180,06 • 2549.02 / 10000,4 g 2085,03,
Итого= 2549,02 кг
Остальная часть компонентов маточного раствора перейдет в верхний слив
сгустителя. В нем будет содержаться, кг:
А12Оз = 495,0 - 126,17 = 368,83,
Na20K = 1114,4 - 284,05 = 830.35,
Na2Ov = 123,38 - 31,45 = 91,93
СО; = 87.56 - 22,32 = 65,24,
H:Q = 8180.06 - 2085,03 = 6095,03
Итого= 7451.38 кг.
На основании
полученных величин составляем баланс сгущения
который сводим в табл. 6.1.
Таблица 6.1
Баланс сгущения гидратной пульпы
Поступает
Масса, кг
Выходит
компонентов
компонентов
Гидратоксида
Гидрат оксида алюалю
миния
3823,53
миния
в том числе:
в том числе:
А12Оз
2500,0
А12Оз
Н2Огидр
1323,53
Н2Огидр
Маточный
раствор
в том числе:
А12Оз
Na2ОK
Na2Oy
CO2
Н2О
Масса, кг
3823,53
2500.0
1323,53
10000,4
Раствор с ним
2549,02
495,0
1114,4
123,38
87,56
8180,06
в том числе:
А12Оз
Na2Ок
Na2Oу
СО2
H2O
126,17
284,05
31,45
22,32
2085,03
Маточный раствор
7451,38
Всего
13823,93
(верхний слив)
в том числе:
А12Оз
Na2ОK
Na2Oу
СО2
Н2О
368.83
1114,4
91,93
65,24
6095,03
Всего
13823,93
Рассчитываем количество мелкого гидрата, учитывая, что его выход
составляет 70 %. Его доля составит 2676.47 кг (3823.53 -70/100).
Доля крупного гидрата составит 1147,06 кг (3823.53- 2676,47).
Учитывая величину Ж: Т в сгущенном гидрате, определяем количество
маточного (удержанного) мелким гидратом раствора 2676.47/1,5 = 1784.31
кг. С крупной фракцией гидрата будет удержано маточного раствора 764,71
кг (1147,06/1,5).
Полученные данные сводим в таблицу баланса классификации 6.2
Таблица 6.2
Баланс классификации сгущенного гидроксида
Поступает
компонентов
Гидрат оксида
алюминия в том числе
Н2О гидрат
Удерживаемый р-р
Итого:
Масса, кг
3823,53
2500,0
1323,53
2549,02
6372,55
Выходит
компонентов
Мелкий гидроксид
Раствор с ним
Крупный гидроксид
Раствор с ним
Итого:
7. Фильтрация и промывка гидроксида алюминия
7.1.Исходные
данные.
На
фильтрацию
крупный гидроксид при Ж:Т = 1:1,5 в
Масса, кг
2676,47
1784,31
1147,06
764,71
6372,55
поступает
весь
количестве 1147.06
кг. Согласно
массе будет:
табл.
5.1,
состав
маточного
раствора
в
%
по
А12Оз = 4,95, Na2 Ок= l l ,14, N a 2 O у = l , 2 3 , СО2 = 0,88, Н2 О =81,8.
По практическим данным примем влажность гидрата после фильтрации и
промывки 10 %, а механические потери н а операции 0,5 %. Расход воды на
промывку отфильтрованного гидроксида составляет 1000 кг на 1000 кг
А12Оз в продукционном (промытом) гидроксиде при степени отмывки
порядка 80 %. Крупный гидроксид поступает на фильтрацию. Полученный
маточный раствор передается на операцию упаривания, а гидроксид промывается водой и передается на операцию кальцинацию. П р о м ы вн ы е воды
присоединяются к маточному раствору, передаваемому на упарку.
7.2. Определяем
количество
компонентов,
поступающих
н а фильтрацию.
Общее количество гидроксида, поступающего на фильтрацию, составляет
1147.06 кг, в том числе А12Оз - 750 кг, Н2Огидр- 397.06 кг.
С ним поступит 764,71 кг маточного раствора
(4447.06/1.5), в т.ч. поступит, кг:
А12Оз = 764,71*4,86/100 = 37,16,
Na2ОK = 764,71- 11,01/100 = 84.2,
Na2Ov = 764,71- 1,24/100 = 9,48,
СО2 = 764,71-0,88/100 = 6,73,
Н2О= 764,71- 82,01/100 = 627,14
Всего: 764,71 кг.
7.3. Рассчитываем потери компонентов на операции фильтрации. Потери
по гидроксиду составят 5.74 кг (1147,06 *0,5/100).
С ним будет потеряно 3,83 кг раствора (5,74/1,5), в том числе, кг:
А12Оз = 3,83•4,86/100 = 0,19,
Na20K = 3,83 • 11,01/100 = 0,42,
Na2Oy = 3,83 • 1,24/100 = 0.05,
С02 = 3,83•0,88/100 = 0,03.
НЮ = 3.83•82.01/100 = 3.14
Всего: 3,83кг.
7.4. Рассчитываем количество и состав гидроксида на фильтре. На фильтре
останется 1141,32 кг гидроксида (1147,06-5,74).
При составе гидроксида А12Оз • ЗН2О в нем содержится 746,25 кг А12Оз
(1141,32 • 102/156), а гидратной воды 395,07 кг (1141.32 - 746,25).
При заданной влажности в 10 % с н и м будет удержано 114,13 кг маточного
раствора (1141,32 • 10/100), в том числе с ним поступит, кг:
А12Оз = 114,13 • 4.86/100 = 5,54,
N a 2 0 K = 114,13- 11.01/100 = 12,57.
Na2Oy= 114,13• 1,24/100 = 1,42,
СО2 = 114,13•0,88/100 = 1,0,
Н 2 О = 114.13 • 82,01/100=93,6
Всего: 114,13 кг.
В фильтрат тогда перейдет 646,75 кг раствора (746,71-114,13-3,83).
Полученные результаты сводим в табл. 7.1.
Таблица 7.1.
Баланс фильтрации крупного гидроксида
Поступает
компонентов
Крупный
гидроксид
А1(ОН)з
Маточный раствор
Масса, кг
1147,06
764,71
Выходит
компонентов
Гидроксид
в том числе:
А12Оз
Н2Огидр
Маточный раствор
в том числе:
А12Оз
Na2ОK
Na2Oу
СО2
Н2О
Масса, кг
1141,32
746,25
395,07
114,13
5,54
12,57
1,42
1,0
93,60
Всего
1911,77
Фильтрат
Потери А1(ОН)з
Потери раствора
Всего
646,75
5,74
3,83
1911.76
7.5. Рассчитываем состав промытого гидроксида. При расходе воды н а
промывку 746.25 кг и влажности гидрата после промывки 10 % с ним будет
удержано 114,13 кг влаг и (1141,32 • 10/100).
При степени отмывки гидроксида 80 % в нем в виде жидкой фазы останется,
кг:
А12Оз = 5.54 • 20/100 = 1.11,
Na2Ок = 1 2 , 57 • 20/100 = 2.51,
Nа2Оу = 1,42 • 20/100 = 0 .28,
СО2 = 1,0• 20/100 = 0,2,
Н2О = 114,13-(1,11+2,51+0,28+,2)=110,03
Всего: 114,13 кг
промывные воды перейдет, кг
А12Оз =5,54- 1,11 =4,43,
Na2ОK = 12,57-2,51 = 10,06,
Na2Ov= 1,42 - 0 ,2 8 = 1,14,
СО2 = 1 ,0 - 0 ,2 = 0,8,
H2О = 746,25 - (4.43 + 10.06 +1,14 + 0.8) = 729.82.
Всего: 746,25 кг.
Полученные результаты расчета сводим в табл. 7.2
Таблица 7.2
Баланс промывки продукционного гидрата
Поступает
Масса, кг
Выходит
Масса, кг
компонентов
компонентов
Продукционный
1141,32
Промытый гидрат
1141,32
гидрат
В том числе:
в том числе:
А12Оз
746,25
А12Оз
746 , 25
H2Огидр
395,07
Н2Огидр
395,07
Жидкая фаза в гид114,13
Маточный раствор
114,13
рате
в том числе:
А12Оз
Nа2Ок
Na2Oy
СО2
Н2О
Вода для
промывки
Всего
5,54
12,57
1,42
1,0
93,6
746,25
в том числе:
А12Оз
Na2Oк
Na2Oy
СО2
Н2О
Промывная вода
1,11
2,51
0,28
0,20
110,03
746,25
2001,70
Всего
2001,7
8. КАЛЬЦИНАЦИЯ П4ДРОКСИДА АЛЮМИНИЯ
8.1 Исходные данные.
Процесс кальцинации заключается в удалении физической и гидратной
влаги и получении безводного А12Оз. Н а кальцинацию поступает продукционный гидроксид алюминия с операции промывки в количестве 1141.32 кг
при влажности 10 %. Кальцинацию проводим в трубчатой вращающейся
печи, при этом по практическим данным пылеунос составляет 30 %. а безвозвратные механические потери А12Оз - 1.0 %. Пыль гидроксида,
уловленную в системах пылеулавливания
(пылевые, камеры, циклоны, электрофильтры), возвращают и шихтуют
повторно к последующим партиям влажного гидроксида.
8.2. Технологический расчет. С гидроксидом алюминия в печь кальцинации
поступает 114,13 кг физической влаги, удерживаемой гидроксидом (1141,32 •
10/100). В нем содержится 1141,32 кг А1(ОН)з, который содержит 746,25 кг
А12Оз и 395,07 кг гидратной Н2О. Общее количество глинозема с учетом
А12Оз, содержащемся в жидкой фазе гидроксида 747,36 кг (746,25 + 1,11).
Согласно исходным данным общие потери глинозема составят 7,47 кг (747,36
• 1/100).
Считаем, что практически все количество Na2О, содержащееся в жидкой
фазе, перейдет в качестве примеси в полученный глинозем, а СО2 отнесем к
газообразным продуктам наряду с парами воды, образующимися при
кальцинации. Тогда масса полученного глинозема с учетом примесей и
потерь составит 742,68 кг (747,36 - 7,47 + + (2,51 +0,28)),
а масса газообразных продуктов 505,3 кг (395,07 + 110,03+ + 0,2).
Количество оборотной пыли составит 224,21 кг (747,36*30/100).
Результаты расчета сводим таблицу 8.1
Таблица 8.1
Баланс кальцинации гидроксида алюминия
Поступает
Масса,кг
Выходит
компонентов
компонентов
Промытый гидрат
1141,32
Глинозем
в том числе: А12Оз
746,25
в том числе: А12Оз
Н2О
395,07
примеси Nа2О
Жидкая фаза в гидрате 114,13
газы
в том числе:
в том числе: Н2О
А12Оз
11,1
СО2
Nа2Ок
2,51
Пыль оборотная
Nа2Оу
0,28
Потери
механические
СО2
0,2
Пыль оборотная
224,21
1479,66
Всего
Всего
Масса,кг
742,68
739,89
2,79
55,30
505,1
0,2
224,21
7,47
1479,66
ЛИТЕРАТУРА
1. Лайнер А.И., Еремин Н.И., Лайнер Ю.А. и др. Производство глинозема. - М.: Металлургия. 1978. 344 с,
2. Абрамов
В.Я.,
Стельмакова
Г.Д.,
Николаев
И.В,
Физико-химические
основы
комплексной
переработки
алюминиевого
сырья
(щелочные
способы).
М.:
Металлургия. 1985. 288 с.
3. Еремин Н.И., Наумчик А.Н., Казаков В. Г. Процессы
и
аппараты
глиноземного
производства.
М.:
Металлургия, 1980. 360 с.
4. Самарянова Л.Б., Лайнер A.M. Технологические расчеты в
производстве глинозема. - М.: Металлургия, 1988.256 с.
5. Троицкий И.А. Производство глинозема из бокситов. - М.:
Металлургия, 1987. 176 с
6. Николаев И.В., Москвитин В.И., Фомин Б.А. Металлургия легких
металлов.
М:
Металлургия.
1997
г.
432
с.
36
41
СОДЕРЖАНИЕ
Введение………………………………………………………………3
1. Основные понятия металлургических расчетов.............................3
1.1. Классификация способов технологических
расчетов ................................... … … … … … … … … … … … … . 3
2. Основы технологии получения глинозема......................................6
2.1. Общие сведения о способах производства
глинозема ................ ... ........................................ ……………………..6
3. Получение глинозема способом Байера... ..... …………………….7
3.1.Теоретические основы процесса…………………………….7
3.2.Основные свойства алюминатных растворов………………8
3.3.Поведение различных элементов, входящих
в состав бокситов при их переработке по способу Байера……11
3.3.1.Поведение минералов алюминия………………………11
3.3.2.Поведение кремния……………………………………..12
3.3.3.Поведение минералов железа…………………………..14
3J.4, Поведение соединений титана ......... … … … … … … … 1 5
3.3.5.Поведение соединений кальция и магния……………..15
3.3.6.Поведение малых примесей…………………………….16
3.4.Аппаратурно-технологическое оформление
процессов выщелачивания бокситов.................. ……………………17
3.5.Отделение и промывка красного ш ла м а . .. . ........................21
3.6.Разложение алюминатных растворов ..... …………………...21
3.7.Выпаривание маточного раствора ......... ……………………23
3.8.Клустификация оборотной соды…………………………….23
3.9.Кальцинация гидроксида алюминия....... …………………...24
4. Расчет баланса выщелачивания боксита в
автоклаве ............................................................... …………………….25
4.1. Исходные данные…………………………………………….25
4.2. Порядок расчета ....................................... …………………...25
4.3. Расчет количества и состава красного
шлама ……………………………………………………………..28
5. Расчет процессов декомпозиции…………………………………31
5.1. Исходные данные. . .................................. …………………...31
5.2. Технологический расчет процесса........... …………………..31
6. Сгущение гидратной пульпы и ее классификация……………....34
6.1. Исходные данные…………………………………………...34
6.2. Технологический расчет……………………………………34
37
41
7.Фильтрация и промывка гидроксида алюминия…………………36
7.1. Исходные данные……………………………….…………..36
7.2. Определение поступивших компонентов…………….…...36
7.3. Расчет потерь………………………………………………..37
7.4. Расчет количества и состава гидроксида
на фильтре ……………………………………………………………37
7.5. Расчет состава промытого гидроксида…………………….38
8. Кальцинация гидроксида алюминия…………………………….. 39
8.1. Исходные данные…………………………………………...39
8.2. Технологический расчет……………………………………40
Литература…………………………………………………………...41
38
41
.
Таблица 4.1.
Баланс приготовления шихты.
Компоне Аl2
нты
O3
538,
Боксит
0
Известко
вое
молоко
Оборотн
ый
421,
раствор
12
959,
12
Итого
Na2
Oк
Na2
Oу
-
-
СО Fe2 Si Са Ti проч п.п
Итог
O3 O2 О O2 ие
.п
Н2О о
2
28, 210, 35, 25, 21,
112
1052,
0
0
0
0
8 29,8
,4 52,63
63
-
-
-
987, 82,2
0
5
987, 82,2
0
5
-
-
5,0 -
-
-
15,83 20,83
58,
3057, 4606,
36 27
0
58, 210, 35,
21,
112 2500, 5679,
36
0
0 30
8 29,8
,4
21
46
Таблица 4.2.
Состав красного шлама.
Компоненты
Na2O· Аl2O3·2
SiO2·2Н2О
СаО· TiO2· Н2О
3СаО· Аl2O3· 6Н2О
Аl2O3· Н2О
Fe2O3· 3Н2О
Fe2O3
Прочие
Итого
Аl2O3 Na2O Fe2O3 SiO2 СаО
TiO2 прочие Н2О
29,75
8,94
9,84
48,53
21,8
21,8
18,06
18,06
39
-
35,0
42,0 168,0 210,0 35,0
15,27
14,73
30,0
-
10,5
4,91
9,47
1,91
14,17
29,8 29,8 40,96
41
Итого
93,31
41,98
33,14
11,75
56,17
168,0
29,8
434,15