Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 24 страница

Na₂C0₃ + А1₂0₃ = Na₂0 • А1₂0₃ + С0₂. (138)

Сода боксит Известняк

\ ' I

Дробление Дробление

1 1 \ Г

Мокрое измельчение J -

■ Пульпа

J

Корректировка состава

I

Спекание

~Т^---------------- 1

Саек Газы

I I_______

Дробление _Ша

I f-----------------------------------

Выщелачивание

Алюминатный раствор Красный шлам

\ 1

ОбескремниВание в отвал

белый шлам Карбонизация

__J у

Гидратная пульпа

I

Отделение и промывка гидроксида AI

\»

Маточный раствор и промдоды AKOHJj

I i

Выпаривание Кальцинация

? _Г \

Сододый растдор Глиназем \

Рис. 150. Схема производства глинозема нз бокситов по способу спекания

При нагреве шихты до 900 °С одновременно идут следу> ющие реакции:

Na₂C0₃ + Fe₂0₃ = Na₂0 • Fe₂0₃ + C0₂; " (139)

Na₂C0₃ + Si0₂ = Na₂0 • Si0₂ + CO_a. (140)

При дальнейшем повышении температуры по мере про­движения матерйала в печи и полном израсходовании со­ды образовавшиеся феррит и силикат натрия начинают

взаимодействовать со свободными оксидами алюминия и кальция:

Na₂0-Fe₂0₈ + А1₂О_а = Na_aO • А1₂0₃ + Fe₂0₃; (141)

Na₂0 • Si0₂ + 2СаО + А1₂0₈ = Na₂0 • А1₂0₈ + 2СаО • Si0₂. (142)

В результате спекания получается кусковой пористый частично оплавленный спек темно-серого цв«та и печные газы, содержащие 10—12 % С0₂, которые используют в

В дымовую

Рис. 151. Схема спекания боксито-известковой шихты:

1— мешалка; 2 — скруббер; 3 — электрофильтры; 4— циклоны; 5 — пульповая форсунка; б — печь; 7— холодильник; 8 — бункер; 9 — грохот; 10 — дробилка

последующей операции карбонизации алюминатного рас­твора. Основными соединениями спека являются алюминат натрия и силикат кальция. Кроме них, в спеке могут при­сутствовать и другие соединения (Са0-А1₂0₃, 2Ca0-Fe₂0₃, Na₂0-Fe₂0₃ и др.). Связывание кремнезема в нераствори­мый силикат кальция позволяет получать методом спека­ния глинозем из высококремнистых алюминиевых руд.

Полученный спек по выходе из печи охлаждают в Холо­дильнике и дробят до крупности 6—8 мм; измельченный продукт отправляют на выщелачивание. Выщелачивание проводят водой и оборотными (слабыми) растворами соды и алюмината натрия. Кусковой спек обычно выщелачивают проточным методом в диффузорах, перколяторах и трубча­тых выщелачивателях, а мелочь (<1 мм)—в механичес­ких мешалках или мельницах.

Диффузоры (рис. 152) высотой 5 м и диаметром 1,5 м группируют в батареи по 12—15 шт. Диффузорная батарея работает по принципу противотока: выщелоченный спек в хвостовом диффузоре обрабатывается горячей водой (до 95 °С), а свежий спек в головном аппарате — почти гото­вым раствором.

Диффузорная батарея имеет сложную систему трубо­
проводов с необходимой запорной арматурой, которая по­зволяет любой из диффузоров использовать в качестве головного или хвостового, а также полностью отключать отдельные аппараты для разгрузки и ремонта.

6 Ь 5

Рис. 152. Диффузор:

/ — крышка загрузочного люка; 2 — стальной корпус; 3 -г- гидравлическое устройство для прижима нижией крышки; 4 — ввод растворителя; 5 — решетка откидной крышки; 6 — крышка разгрузочного люка

Выщелачивание бокситового спека в диффузорах позво­ляет получать крепкие растворы, содержащие до 160— 300 кг/м³ AI2O3. Однако этот метод выщелачивания харак­теризуется повышенными потерями глинозема и требу­ет больших затрат ручного труда.

Выщелачивание спека на перколяционных конвейер­ных выщелачивателях по­зволяет частично устранить недостатки диффузорных ба­тарей. Данные аппараты представляют собой гори­зонтальный цепной конвей­ер, на котором закреплены стальные контейнеры (пер- коляторы) с сетчатым дни- 'щем. Спек загружается в го­ловной перколятор и далее каждый загруженный пер­колятор при движении кон­вейера проходит последова­тельно зону выщелачивания и несколько зон промывки.

При этом растворитель и промывная вода просачива­ются через слой спека свер­ху вниз. Конвейерный пер­колятор работает по прин­ципу противотока. В хвос­товой перколятор с выще­лоченным спеком подается нагретая до 95 °С вода, а головной с новой порцией спека обрабатывается промывными водами. Готовый крепкий алюминатный раствор отбирается из головной части аппа­рата. При переходе с верхней ветви конвейера на нижнюю перколяторы опрокидываются и промытый шлам из них выгружается. Порожний перколятор по нижней ветви тран­спортируется в голову аппарата и, поднявшись ведущей звездочкой вверх, поступает под загрузку спеком. Конвей­
ерный выщелачиватель имеет 66 перколяторов размером 5X2X2 м.

По сравнению с диффузорами перколяционный конвей­ерный выщелачиватель имеет более высокую производи­тельность, обеспечивает повышение извлечения глинозема на 1,5—2 % и позволяет улучшить условия труда. Основ­ными недостатками его являются громоздкость и высокая стоимость.

Трубчатый выщелачиватель представляет собой накло­ненную на 3—5° вращающуюся трубу диаметром 2—4 и длиной 20—40 м с дырчатой спиралью на внутренней по­верхности. Спек, загружаемый, в нижний конец аппарата,

Вода на охлаждение

Подогретая

вода

\ Алюминатный раство/7

Холодная вода

вода для выщелачивания

Шлам в отвал

Рас. 153. Вертикальный трубчатый выщелачи­ватель непрерывного действия:

ващю nwj;v|/i>ionvi w A«nvipnni

) —бункер; 2 —питатель; 3 —корпус; 4 — хо­лодильник; 5 — переходной патрубок; 6 — раз­грузочное устройство; 7 —редуктор; 5—элект­родвигатель

в результате его вра­щения поднимается по спирали вверх навстре­чу движущейся воде. Вода, проходя через отверстия в спирали и переливаясь через ее борта,. выщелачивает^- спек и образующийся при этом алюминат­ный раствор вытекает из нижнего конца тру­бы.

Перспективным ап­паратом для алюмини­евой промышленности является вертикаль­ный трубчатый выще­лачиватель непрерыв­ного действия (рис. 153). Такой аппарат представляет собой вертикальный цилиндр высотой от 14 до 40 м и диаметром 1,5—2 м. Спек поступает в аппа­рат сверху и за счет равномерной выгрузки красного шлама опускается вниз. Растворитель (горячая вода) проходит через столб спека снизу вверх и в виде алюминатного раствора отводится из верхней части аппарата.

Извлечение глинозема в алюминатный раствор, а так­же переход в него кремнезема зависят от качества спека,
его вещественного состава, состава растворителя, темпера* туры выщелачивания, конструкции выщелачивателя, про* должительности выщелачивания и ряда других факторов; Обычно при выщелачивании спека в раствор переходит 93-96 %.А1_а0з.

Продуктами выщелачивания бокситового спека являют­ся алюминатный раствор и красный шлам.

Раствор алюмината натрия содержит до 300 кг/м³ А1₂0з и загрязнен примесями, включая кремнезем. Качество алю- минатных растворов характеризуется величиной кремнево­го модуля. Для получения глинозема высших марок крем.- невый модуль должен быть не ниже 400—500, в то время как растворы после выщелачивания имеют модуль не выше 20—50. По этой причине растворы алюмината натрия перед осаждением из них гидроксида алюминия обязательно под­вергают обескремниванию, т. е. очистке от кремнезема.

На практике обескремнивание растворов осуществляют длительным нагревом без добавок или в присутствии изве­сти. Оба метода требуют предварительного разбавления растворов.

В первом случае нагрев раствора приводит к росту кри­сталлов нерастворимого в воде натриевого алюмосиликата 'Na₂0-Al203-2Si02-2H₂0; по второму способу обескремни­вание сводится к образованию малорастворимого алюмоси­ликата кальция СаО-Al₂03-2Si02-2H₂0. за счет взаимо­действия алюмината и силиката натрия с известью. Второй метод позволяет проводить более глубокую очистку от крем­незема, но связан со значительными потерями глинозема. Обескремнивание проводят в батарее автоклавов (см. рис. 145) при 150—170 °С в течение 2—2,5 ч. Для нагрева ис­пользуют острый пар, подаваемый в первые 2—3 греющих автоклава. Из последнего автоклава пульпа, состоящая из раствора и белого шлама, разгружается в самоиспаритель, а затем проходит стадии сгущения и фильтрации. Белый шлам возвращается на приготовление шихты для спекания, а осветленный алюминатный раствор после контрольной фильтрации поступает на карбонизацию.

Для снижения потерь А1₂0₃ и расхода извести часто при­меняют двустадийное обескремнивание. На первой стадии выделяют основную массу кремнезема в форме натриевого алюмосиликата. Первичный шлам возвращают на приго­товление шихты. Вторую стадию с целью глубокого обес- кремнивания до кремневого модуля не ниже 1000 ведут е добавкой извести. Шлам второй стадии подвергается содо­вой обработке с целью регенерации из него оксида алюми­
ния. Под воздействием содового раствора гидроалюминат кальция разлагается по реакции

ЗСа0-А1₂0₃-6Н₂0 + 3Na₂C0₃ = ЗСаС0₃ +

+ 2NaA10₂ + 4NaOH + 4Н₂0. (143)

Карбонизацию чистого алюминатного раствора с целью осаждения из него гидроксида алюминия осуществляют пропусканием через раствор топочных газов печей для спе­кания, содержащих углекислоту. При обработке раствора топочными газами вначале образуется сода за счет взаимо­действия щелочи и углекислого газа по реакции 2NaOH+. ^С0₂=N а₂С0₃+Н₂0.

Нейтрализация свободной щелочи уменьшает каусти­ческий модуль раствора, в результате чего стойкость раст­вора понижается и создаются условия для гидролитическо­го разложения алюмината натрия по реакции (136).

Рие. 154. Карбонизатор с коническим Дном:

корпус; 2—барботер; 3 — цент­ральный аэролифт; 4 — транспортный Ьэролифт; 5 — регулирующая заслонка; 4 — вытяжьая труба; 7 — нижний люк; В — клапан

Образующаяся при этом щелочь карбонизируется но­выми порциями углекислого газа, и разложение алюми­ната натрия продолжается.

Карбонизация протекает полнее и быстрее выкручи­вания в способе Байера и завершается в течение 10— 12 ч. Выпадение из раство­ра кремнезема начинается лишь в конце операции, и поэтому разложение алюми­ната натрия не ведут до конца.

Карбонизацию на прак­тике осуществляют в карбо- низаторах двух типов: ци­линдрической и цилиндроко­нической формы. Цилинд­рический карбонизатор представляет собой бак ем­костью до 180 м³ с цепной мешалкой. Для подачи то­почных газов служат бар- ботеры (патрубки), распо­ложенные в нижней части бака по его окружности.

Карбонизатор с коническим дном (рис. 154) имеет диа­метр цилиндра-11 м, общую высоту 16 м и емкость 600 м³. Газ поступает в коническую часть аппарата через 8 барбо- теров, расположенных равномерно по окружности. Пульпа перемешивается е газом с помощью циркуляционного аэро­лифта. После карбонизации пульпу отстаивают в сгустите­лях, затем фильтруют. Содовый раствор после выпаривания возвращают на выщелачивание спека, а гидрат алюминия после тщательной промывки обезвоживают прокаливанием в трубчатых печах, как и в способе Байера.

Способ спекания универсальнее способа Байера и может быть применен к большему числу материалов, в частности и к нефелинам.

Получение глинозема из нефелиновых концентратов ме­тодом спекания во многом сходно с технологией переработ­ки этим способом бокситового сырья. Основные отличия не­фелиновой технологии связаны с наличием в них до 20 % ЫагО+КгФ, что позволяет готовить шихту спекания без добавки соды. Кроме того, это обстоятельство исключает возврат растворов после карбонизации на выщелачивание и позволяет использовать их для попутного производства соды и поташа. Известково-кремнистые шламы от выщела­чивания нефелинов применяют в качестве сырья для изго­товления цемента.

Комбинированные способы получения глинозема

Как было показано выше, переработка бокситов спосо­бом Байера и спеканием имеет следующие недостатки: ог­раниченность применения, высокий расход дорогостоящей щелочи и пара (способ Байера), большие материальные по­токи и высокий расход топлива (способ спекания). Устра­нение этих недостатков достигается применением комбини­рованных методов производства глинозема из бокситов.

Комбинированные способы сочетают автоклавное выще­лачивание и спекание, что позволяет перерабатывать бокси­ты с высоким содержанием ЭЮг, а потери щелочи в процес­се- компенсировать не дорогостоящим едким натром, а де­шевой содой.

Возможны две разновидности комбинированных спосо­бов: параллельный и последовательный.

Параллельная схема предусматривает переработку ос­новной части боксита с низким содержанием кремнезема по способу Байера, а остального высококремнистого бокси­та— способом спекания. Сода при этом регенерируется в едкую щелочь, а растворы алюмината натрия от обоих про­цессов объединяются и разлагаются совместно.

Последовательная схема, разработанная в Советском Союзе, предназначена для переработки кремнеземистых бокситов. По этой схеме красный шлам после выщелачива­ния руды в автоклавах, в которой переходит большое коли­чество А1₂0з и щелочи, спекается с содой и известняком. Спек выщелачивается, и полученный при этом раствор на­правляется на выкручивание. При такой технологии из бок­ситов, содержащих до 14 % Si0₂, удается извлечь около 95 % глинозема и полностью за счет соды компенсировать потери щелочи.

Во всех случаях, когда позволяет качество боксита, пред­почтительным следует считать способ Байера как наиболее дешевый, требующий меньших затрат исходных материа­лов и энергии.

§ 5. Производство фтористых солей и угольных изделий

Алюминиевая промышленность является крупным потребителем фтористых солей и различных угольных изделий. Фтористые соли не­обходимы для приготовления расплавленного электролита — среды -для растворения и электролиза глинозема. Основным компонентом электро­лита для получения алюминия является криолит — двойная соль фтори­стого натрия и фтористого алюминия Na₃AlF₆(3NaF-AlF₃). Состав криолита характеризуется криолитовым отношением, т. е. молярным отношением числа молей фторидов иатрия и алюминия. В чистом крио­лите криолитовый модуль равен 3, а в промышленных электролитах его величина колеблется от 2,5 до 2,9, т. е. они обогащены фторидом алю­миния по сравнению с чистым криолитом.

Для корректировки в электролит в случае отклонений его состава от оптимального вводят NaF или AIF3.

Для иужд алюминиевой промышленности криолит и его составные компоненты получают искусственным путем из флотационного концент­рата с содержанием более 95 % CaF₂₎ полученного при обогащении природного плавикового шпата. Искусственный криолит обычнЬ готовят с избытком фтористого алюминия вплоть до состава с криолитовым от­ношением 1,5.

Криолит и фтористые соли должны содержать ограниченное количе­ство примесей, загрязняющих алюминий (Si, Fe) или нарушающих нор­мальное протекание процесса электролиза (влага, сульфат-ионы). По ГОСТ 10561—73 общая допустимая сумма примесей в криолите не дол­жна превышать 3 %.

Получение криолита в нашей стране производят кислотным спо­собом. По этому способу концентрат плавикового шпата смешивают с концентрированной серной кислотой и нагревают с целью разложения CaF2 в трубчатых вращающихся печах до температуры около 200 ^СС. В результате протекания реакции CaF₂+ H₂S0₄=2HF+CaS0₄ образу­ются фтористый водород и гипс.

Для получения криолита в раствор плавиковой кислоты вводят рас­считанные количества гидроксида алюминия и соды. Процесс ведут в дВё'стадии. Сначала в раствор добавляют гидроксид алюминия и полу­чают фторалюмиииевую кислоту по реакции

6HF + АЦОН), =H₃A1F₆+ЗН₂0 U 44)

В дальнейшем полученную кислоту нейтрализуют содой с получе­нием криолита 2H3AlF₆+3Na2C03=2Na3AIF₆+3C02+3H₂0.

Выпавший в осадок криолит отделяют от раствора в сгустителях, затем фильтруют и промывают на барабанных вакуум-фильтрах. От­фильтрованный криолит сушат в трубчатых сушилках.

Для получения фтористого алюминия раствор плавиковой кислоты нейтрализуют избытком гидроксида алюминия 3HF+А1(ОН)₃=A1F₃+ + ЗН2О, а фтористый натрий получают нейтрализацией плавиковой кис­лоты содой 2HF + Na₂C0₃=2NaF+Н₂0+С0₂.

Угольные изделия служат для подвода тока к электролиту и футе­ровки электролизеров. Основными видами углеродистых изделий для алюминиевых электролизеров являются:.

1) анодные обожженные блоки, используемые для компоновки аиодов;

2) анодная масса для формирования непрерывных самообжигаю- щихся анодов;

3) катодные блоки, предназначенные для футеровки подины элек­тролизера, являющейся одновременно катодом;

4) угольные плиты для внутренней футеровки боковых стенок элек­тролизеров.

* Для производства угольных изделий применяют два вида исходных материалов: твердое углеродистые материалы, составляющие основу изделия, и связующие вещества, заполняющие промежутки между зер-. нами основы. При обжиге связующие вещества коксуются^- и прочно скрепляют зерна твердых углеродистых материалов между собой.

В качестве твердых углеродистых материалов используют высоко­качественные сорта антрацитов и термоантрацитов, нефтяной, литей­ный или пековый (смоляной) коксы, отличающиеся малой зольностью. Связующим служит каменноугольный пек — продукт перегонки камен­ноугольной смолы — с температурой размягчеиня 65—75 °С.

Рассмотрим на примере обожженных угольных изделий технологию их производства.

Вначале исходные твердые углеродистые материалы дробят до крупности 30—50 мм и прокаливают в трубчатых или ретортных печах при 1200—1400 °С с целью удаления летучих до содержания менее 0,15—0,20 %•

Прокаленные материалы затем измельчают и классифицируют по крупности на несколько классов, которые складируют в сортовых бун­керах и используют при дозировке и смешении шихты в соответствии с принятым для данного изделия гранулометрическим составом. Приме­нение углеродистых частиц различной крупности позволяет получать угольные изделия с требуемыми механическими и электрическими свой­ствами.

При смешивании твердых материалов к ним Добавляют предвари­тельно разогретый до заданной температуру каменноугольный пек. При изготовлении прессованных изделии вводят примерно 20—22 % связую­щего. Смешение производят в механических лопастных смесителях.

Готовую тестообразную углеродистую массу направляют на прес­сование под давлением 20—40 ЛЩа. Удельное давление прессования не должно превышать значений, выбывающих разрушение твердых зерен. Прессование изделий.производят на штемпельных прессах с замкнутой матрицей или по Способу продавлнвания через мундштук, имеющий форму н размеры поперечного сечения изготавливаемого изделия.

После прессованна заготовки выдерживают на воздухе не менее 24 ч с целью снятия внутренних напряжений, возникающих: в процессе прессования. Затем их обжигают при 1300—1400 °С бЬз доступа возду­ха в камерных или туннельных печах. Во время обжига происходит коксование связующего, в результате чего изделия приобретают по­вышенные прочность, твердость и электропроводность.

Обжиг угольных изделий для алюминиевых электролизеров явля­ется очень ответственной технологической операцией. Постепенный на­грев, выдержка при максимальной температуре й медленное охлажде­ние должны проводиться строго по разработанному опытным путем временному и температурному графику. Общая продолжительность об­жига составляет 15—30 сут. Нарушение режима обжига ведет к полу­чению бракованных изделий вследствие их деформации или растрески­вания.

Приготовление анодной массы заканчивается формованием брике­тов из тестообразной массы с повышенным, содержанием связующего (до 27—31 °/о). Прессование и тем более обжиг в этом случае не про­водят.

В некоторых технологических процессах используют графитнрован- ные электроды, обладающие повышенной электропроводностью. Такие изделия получают из угольных электродов путем их нагрева до 2500 ^СС. Графитирование осуществляют в электрических печах сопротивления, в которых рабочим сопротивлением служат сами электроды. Полный цикл графитирозания,'включая загрузку и разгрузку электродов, про­должается примерно 180 ч.

§ 6. Электролитическое получение алюминия

В связи с тем что алюминий в ряду напряжений нахо­дится среди наиболее электроотрицательных металлов, его электролитическое получение возможно только из электро­литов, не содержащих в своем составе более электрополо­жительных по сравнению с алюминием ионов. К таким электролитам относятся солевые расплавы, содержащие катионы щелочных и щелочноземельных элементов и обла­дающие достаточно хорошей растворимостью глинозема.

Основой современного промышленного электролита, ис­пользуемого во всем мире, является система криолит — гли­нозем (Na₃AlF₆—А1₂0₃), компоненты которой плавятся со­ответственно при 1100 и 2050°С. В системе определена эв­тектика с содержанием 10 % AI2O3 (температура плавления 968 °С). Увеличение содержания глинозема от 0% ДО эв­тектической точки снижает температуру плавления сплава. Дальнейшее даже незначительное повышение концентрации глинозема вызывает резкое повышение плавкости бинарно­го электролита.

При температуре около 1040—1050 °С растворимость глинозема в криолите составляет примерно 15%.

Применяемый в настоящее время для электролиза алю­миния электролит состоит из обогащенного фтористым алю­минием криолито-глиноземного расплава с криолитовым отношением 2,5—2,9. Для снижения температуры плавле-

ния электролита, увеличения его электропроводности, улуч­шения смачиваемости электролитом анода и придания ему ряда других свойств в электролит вводят различные добав­ки в количестве, не превышающем суммарно 6—10 %. В ка­честве добавок обычно используют CaF₂, LiF, MgF₂, и NaCl. Ограничение содержания добавок в промышленном элект­ролите обусловлено понижением растворимости А1₂0₃ при их введении.

Содержание основных компонентов в промышленном электролите колеблется в следующих пределах, %: Na₃AlF6 75-90; A1F₃ 5—12; CaF₂ 2-10; А1₂0₃ 1—10.

Оптимальная температура электролита в нормально ра­ботающем электролизере колеблется от 950 до 970 °С. При этих температурах максимальная растворимость А1₂0₃ в электролите указанного состава составляет 8—10 %.

В процессе электролиза глинозема его концентрация в электролите непрерывно снижается до предельно допусти­мой (около 1 %). Обеднение электролита глиноземом при­водит к снижению вязкости электролита, некоторому умень­шению его плотности и ухудшению смачиваемости анода расплавом. Последнее при достижении минимально допусти­мого содержания А1₂0₃ приводит к нарушению технологи­ческого режима.

Убыль глинозема в электролите периодически или не­прерывно пополняют.

Плотность криолита, алюминия и глинозема в твёрдом состоянии соответственно равна 2950, 2700 и 3900 кг/м³. При рабочих температурах в электролизерах плотность рас­плавленного алюминия снижается до 2300, а электролита почти до 2000 кг/м³. Это, несмотря на незначительную раз­ность плотностей (около 10%), обеспечивает удержание получаемого при электролизе алюминия на подине элект­ролизера под слоем электролита. Уменьшению разности ✓ плотностей электролита и алюминия способствуют сниже­ние температуры процесса и в некоторой степени уменьше­ние содержания в расплаве А1₂0₃. При существенном сни­жении рабочей температуры возможно всплывание алюми­ния на поверхность, что приводит к нарушению процесса электролиза.

При проведении процесса электролиза алюминия необ­ходимо учитывать также летучесть компонентов криолито- вого расплава, которая приводит к потере A1F₃ и NaF.

Расплавленный электролит в рабочем состоянии пред­ставляет собой сложный по составу расплав, состоящий из многочисленных ионов, образующихся при электролитичес-

кой диссоциации его компонентов. В соответствии с вели­чинами потенциалов разряда в процессе электролиза крио- лито-глиноземного расплава по упрощенной схеме на элект­родах разряжаются ионы А1³⁺ и О^2-, образующиеся при электролитической диссоциации растворенного в электро­лите глинозема. Следовательно, конечные результаты элект­рохимического процесса могут быть описаны следующими реакциями:

на катоде 2А1³+ -f- %е 2А1; (145)

на аноде 30²~ — 6е->-30. (146)

Выделяющийся на аноде атомарный кислород тут же вступает во взаимодействие с угольным анодом и сжигает его с образованием смеси СО+СОг. Это приводит к посте­пенному расходованию анода. Газовые пузырьки при хоро­шем смачивании анода электролитом как бы смываются

Рис. 155. Схема электролизной ваниы для получения алюминия:

циркулирующим распла­вом. По мере снижения в электролите концентра­ции глинозема смачивае­мость анода расплавом ухудшается и газовые пу­зырьки начинают закреп­ляться на поверхности раздела его с расплавом. Электросопротивление на границе раздела скачко­образно возрастает.

1 — кожух; 2 — боковые угольные плиты; 3— угольные блоки (катодные); 4, 5 — то- коподводы к электродам; 6—анод; 7 — токоподводящие шины; 8— корка застыв­шего электролита; 9 — глинозем; 10 — ша­мотная футеровка

Устройство электро­лизной ванны для получе­ния алюминия (алюми­ниевого электролизера) показано на рис. 155. Электролизер имеет пря­моугольную форму. Сна­ружи он заключен в ме­таллический кожух. Внутренняя его футеровка выполнена из угольных плит и блоков. Подовые блоки одновременно явля­ются катодом электролизера. Однако фактически катодные функции выполняет слой расплавленного алюминия, оседа­ющий на подине, а катодные блоки работают как токопод- воды. Глубина рабочего пространства ванны составляет около 0,5 м; погружение анодов в электролит невелико, только часть их находится в расплаве. Ток подводится к

катоду с помощью залитых чугуном массивных стальных стержней, подключенный к отрицательному полюсу источ­ника постоянного тока.

Прохождение по цепи постоянного тока сопровождается не только электрохимическими процессами, но и выделени­ем значительного количества тепла, которое поддерживает температуру электролита в заданных пределах.

Наиболее высокая температура развивается вблизи ано­да, т. е. в центральной части электролизера. На участках с пониженной температурой электролит затвердевает, обра­зуя на боковых стенках гарнисаж, а на открытой верхней поверхности — корку.

Глинозем, необходимый для восполнения его убыли в электролите, периодически или непрерывно загружают на поверхностную корку, где он подогревается. Подача свежих порций глинозема в электролит производится путем проби­вания специальным механизмом отверстия в корке, через которое очень «текучий» порошок глинозема быстро просы­пается в ванну расплава и растворяется в нем.

При концентрации глинозема в электролите выше 1—

2 % напряжение на ванне обычно не превышает 4—4,3 В. Однако снижение содержания А1₂0₃ ниже 1 % ведет к воз­никновению анодного эффекта, характеризующегося рез­ким возрастанием напряжения на ванне до 30—40 В и по­вышением расхода электроэнергии. Вследствие разогрева электролита быстрее начинают расходоваться аноды и ин­тенсифицируется улетучивание составляющих электролита. Добавка новых порций глинозема прекращает анодный эф­фект.

Помимо периодических колебаний содержания А1₂0₃ в электролите, вызванных принципиальными особенностями работы алюминиевых электролизеров и условиями их об-' служивания, наблюдаются постоянные изменения состава криолитового расплава. Причинами этого являются следу­ющие:

Дата добавления: 2015-08-29