» » Аппаратурно-технологические решения способа спекания на современных заводах
24.04.2015

Подготовка сырья при переработке бокситов (рис. 21) сводится к дроблению боксита и известняка в молотковых дробилках с подвижной щекой (устанавливаемых обычно на приемном складе сырья) и к тон кому измельчению смеси боксита, известняка, белого шлама, оборотного раствора, содержащего соду, и свежей соды, вводимой в процесс для компенсации производственных потерь щелочи. Обычный тип размольного агрегата — трехкамерная трубчатая мельница длиной 13,0 м, диаметром 2,2 м, загружаемая в первых камерах стальными шарами, а в последней — стержнями, работающая в открытом цикле и имеющая производительность 25—30 т шихты (сухой) в час при тонине помола не более 10% остатка на сите 170 меш. Проектируются мельницы длиной 15 м, диаметром 3,2 ж. Влажность мокрой бокситовой шихты, обеспечивающая ее надежную транспортировку и перемешивание, лежит в пределах 37—38%; в случае самодиспергирующихся бокситов допустимый предел влажности повышается.
Аппаратурно-технологические решения способа спекания на современных заводах

Содержание соды и известняка в шихте рассчитывается на образование щелочного алюмината, щелочного феррита и двукальциевого силиката При пылеугольном отоплении шихта составляется с учетом поступающего в печь с золой топлива кремнезема, для связывания которого в двукальциевый силикат в шихту вводят дополнительные количества CaO. Учитывается также и сера, содержащаяся в некоторых видах бокситов и в топливе, на связывание которой в щелочной сульфат расходуется часть вводимой в шихту щелочи.
Ввиду того что принятая система питания мельниц исходными материалами (тарельчатые питатели, ковшовые дозаторы и пр.) обеспечивает лишь сравнительно грубую их дозировку, предусматривается аппаратура для корректирования состава шихты, если она по выходе из мельницы не отвечает норме. Для этого служит система коррекционных и запасных бассейнов. К бассейнам подводится воздух для перемешивания мокрой шихты с помощью аэролифта и пар для подогрева.
При переработке нефелинового сырья мокрая шихта составляется из нефелина, известняка, белого шлама и оборотного содового раствора или промывных вод, вводимых в шихту лишь в меру недостатка в самом нефелине щелочей для образования щелочных алюминатов и ферритов. Нефелин представляет собой, как правило, концентрат после предварительного обогащения руды, а потому либо вовсе не требует дополнительного измельчения, либо нуждается только в некотором доизмельчении. Проблема же надежной гомогенизации мокрой шихты разрешается в этом случае двухстадийной схемой ее приготовления. Первая стадия служит для мокрого размола известняка, а вторая — для доизмельчения нефелина, если в этом имеется надобность, и для смешения нефелина с известняком и другими компонентами шихты. Для обеих стадий измельчения служат трубчатые мельницы описанного типа. Влажность мокрой нефелиновой шихты обычно ниже влажности бокситовой шихты и составляет 30—32%, а иногда и ниже.
Для спекания мокрой шихты применяются вращающиеся печи двух типов: короткие — в случае бокситовой и длинные — в случае нефелиновой шихты. Различие это обусловливается различным способом подачи шихты в печь. Высокое содержание соды в бокситовой шихте, достигающее в некоторых случаях 30% (считая на сухое вещество), обусловливает образование в зоне сушки вращающейся печи прочных настылей, цементирующим материалом для которых является кристаллизующаяся из раствора сода. Подача такой шихты в печь обычным методом налива является поэтому нецелесообразной и заменяется методом распыла с помощью пульповых форсунок, закрепляемых в количестве 4—5 штук в холодной головке печи. В этом случае производительность вращающейся печи лимитируется производительностью зоны сушки, которая в свою очередь ограничивается длиной факела распыла. В итоге, как показывают расчеты, диаметр и длина печи оказываются связанными между собой однозначно, а производительность печи определяется ее диаметром и не может быть увеличена за счет дополнительного увеличения ее длины. При подаче же шихты в печь методом налива, что имеет место при переработке нефелиновой шихты с малым содержанием карбонатных щелочей или в отсутствие их, производительность печи определяется не только ее диаметром, но и длиной и может быть увеличена за счет одного лишь увеличения длины.
Аппаратурно-технологические решения способа спекания на современных заводах

Схема установки для спекания мокрой бокситовой шихты представлена на рис. 22. Подача шихты в печной барабан 1 осуществляется, как было сказано выше, при помощи пульповой форсунки 2. Шихта подается в форсунку под давлением 10—15 ат и выбрасывается из нее в форме узкого факела длиной 10—12 м. Для предотвращения настылеобразования при частичном попадании влажной еще шихты на стенки печного барабана в печи монтируется не показанное на рисунке отбойное устройство, представляющее собой связку рельсов длиной 10—12 м, прикрепленных цепью к шарниру специального устройства, закрепленному в холодной головке печи. Обычный размер вращающейся печи для спекания бокситовой шихты: длина 51,3 м, диаметр 3,6 м, производительность 14—15 т бокситового спека в час. Проектируются печи длиной 100 м, диаметром 4,5 м с расширением в зоне сушки до 5,0 м. Для охлаждения спека по выходе из печи служат трубчатые холодильники 3.
При спекании нефелиновой шихты подача ее в печь осуществляется с помощью наклонной течки. Для увеличения поверхности теплопередачи в зоне сушки служит цепная завеса, устроенная из отрезков тяжелых стальных цепей толщиной до 25 мм. Обычный размер вращающейся печи для нефелиновой шихты: длина 150 м, диаметр 3,6/3,3/3,6 м, длина цепной завесы 30 м, производительность 40 т нефелинового спека в час. Проектируются печи длиной 150 м, диаметром 5 м, длиной цепной завесы 35 м.
Для охлаждения спека по выходе из печи служат в этом случае рекуператорные холодильники, изготовленные в виде стальных труб диаметром 1,0—1,2 м и длиной 6,0 м, устанавливаемые вокруг печного барабана в горячем конце и сообщающиеся с ним при помощи стальных горловин, либо, что более совершенно, колосниковые холодильники.
Система газоочистки как для длинных, так и для коротких печей состоит из батарейных циклонов и электрофильтров.
При переработке боксита, содержащего 42,9% Al2O3, 16,0% Fe2O3, 13,4% SiO2 и 5,2% CaO, на 1 т сухого боксита приходится около 2 т шихты (считая на сухую) и 1,57 т спека. Расход тепла составляет (при 38% влажности шихты и при пылеугольном отоплении) около 1250 ккал на 1 кг спека.
При переработке нефелинового концентрата расход тепла составляет (при 26—28% влажности шихты и при пылеугольном отоплении) около 1300 ккал на 1 кг спека.
Как уже отмечалось выше, операция выщелачивания спека решается на глиноземных заводах в двух вариантах: в варианте проточного выщелачивания — для бокситового спека и агитационного — для нефелинового.
Современным типом аппарата для проточного выщелачивания спека является так называемый трубчатый выщелачиватель (рис. 23), представляющий собой наклонный вращающийся барабан длиной до 60 м и диаметром до 3,6 м, снабженный внутренней спиралью, обеспечивающей перемещение спека. Трубчатый выщелачиватель является аппаратом непрерывного действия и работает по принципу противотока: с нижнего конца подается дробленый спек, с противоположного — горячая вода. Для поддержания необходимого температурного режима в аппарате требуется отвод выделяющегося в процессе выщелачивания тепла. Это достигается путем водяного охлаждения, а также за счет частичного испарения раствора током просасываемого через аппарат воздуха.
Аппаратурно-технологические решения способа спекания на современных заводах

Подготовка спека для проточного выщелачивания заключается в его дроблении до крупности 7 мм. Для этого применяются короткоконусные дробилки, работающие в замкнутом цикле с грохотом.
Менее совершенным типом аппарата для проточного выщелачивания, в котором, в отличие от выщелачивателя непрерывного действия, спек в течение всего времени выщелачивания остается в неподвижном состоянии, является сохранившийся еще на некоторых глиноземных заводах диффузор, или переколятор, представляющий собой стальной цилиндр (высота 5,5 м, диаметр 1,5 л) с верхним загрузочным и нижним разгрузочным люками. Диффузоры соединяются между собой в батареи по 10—12 штук в каждой. В диффузор с наиболее выщелоченным спеком для окончательной промывки шлама подается чистая вода, которая вытесняет из него слабый раствор и передает его по соединительной трубе в соседний диффузор. Раствор проходит, таким образом, последовательно через все диффузоры, повышает при этом свою концентрацию и попадает, наконец, в головной диффузор, заполненный свежим спеком, где и приобретает окончательную концентрацию.
Агитационный метод выщелачивания спека совмещают в настоящее время с мокрым его размолом Для того чтобы избежать при этом переизмельчения спека, эту операцию осуществляют в стержневых мельницах, работающих в замкнутом цикле со спиральным классификатором.
Область применения проточного метода выщелачивания ограничивается лишь спеками со сравнительно высоким содержанием окиси алюминия, например бокситовыми. По мере понижения содержания окиси алюминия в спеке для полноценного извлечения из него окиси алюминия и щелочей требуется и более тонкое его дробление. Применительно к нефелиновым спекам это приводит в конечном итоге либо к доизмельчению шлама после проточного выщелачивания с целью его довыщелачивания, т. е. к комбинированию проточного метода с агитационным, либо к непосредственному применению агитационного метода.
При проточном методе операция собственно выщелачивания, в отличие от агитационного, аппаратурно совмещена с операциями отделения раствора от шлама и промывки последнего. В этом значительное преимущество данного метода выщелачивания.
При агитационном методе операция выщелачивания спека дополняется операциями отделения раствора от шлама и промывки последнего. Применение для этого обычной отстойной аппаратуры может приводить к высоким вторичным потерям окиси алюминия и щелочей в процессе длительного соприкосновения алюминатного раствора со шламом. Для значительного ускорения отделения раствора от шлама используются фильтры-сгустители (рис. 24).
Аппаратурно-технологические решения способа спекания на современных заводах

Основным фильтрующим элементом фильтров сгустителей является трубчатый патрон 1 диаметром 15—20 см и длиной 120—150 см с перфорированной поверхностью, на которую надевается съемный «чулок», изготовленный из соответствующей фильтровальной ткани. Собственно фильтрующее устройство монтируется из 100—150 указанных фильтрующих патронов, собранных в секторы по 4—6 штук в каждом и присоединенных к горизонтальным сборным трубам 2, посредством которых они сообщаются с распределительной головкой 3 и радиально располагаются вокруг нее Назначение распределительной головки — автоматически переключать работу фильтрующих элементов с вакуума на сжатый воздух и обратно на вакуум, для чего она снабжается специальным распределительным клапаном. Каждый сектор представляет собой съемную часть аппарата и может, в случае надобности, например для смены фильтровальной ткани, отключаться от аппарата и переноситься на монтажную площадку.
Сгущающее устройство фильтра-сгустителя состоит из бака для пульпы 4 с коническим днищем и из гребковой мешалки 5, вращающейся в этом баке вокруг вертикальной оси.
Концентрация растворов после выщелачивания зависит от принятого аппаратурно-технологического оформления операции и от состава спека и меняется от 240 г/л Al2O3 для бокситовых спеков при диффузорном выщелачивании до 80—100 г/л Al2O3 для нефелиновых спеков.
Требуемая стойкость растворов после выщелачивания обеспечивается наличием щелочи, получающейся за счет разложения феррита натрия, а при недостаточном содержании последнего — за счет введения в сферу выщелачивания заранее приготовленного раствора едкой щелочи, необходимое количество которой получают либо каустификацией соды известью, либо выкручиванием по Байеру части растворов, полученных после выщелачивания. Кроме того, при выщелачивании нефелиновых спеков в сферу выщелачивания вводят и часть содержащего соду маточного раствора после карбонизации.
Обескремнивание алюминатных растворов осуществляют на современных глиноземных заводах в автоклавных батареях непрерывного действия. Один или два автоклава батареи являются греющими (обогрев производится острым паром, который подводится через барботеры, вмонтированные в нижний конус автоклава), а остальные предназначены для выдерживания раствора при заданной температуре в течение нужного времени При общепринятой в настоящее время температуре обескремнивания, равной 160—170°, требуемая продолжительность обескремнивания составляет 2,0—2,5 часа.
Автоклавная пульпа из батареи проходит сепаратор и буферный бак, после чего поступает на сгущение. Белый шлам отжимается от увлеченного им раствора на барабанном вакуум-фильтре, после чего направляется в отделение приготовления шихты для спекания. Обескремненный алюминатныи раствор подвергается осветлению на листовых фильтрах, работающих под давлением, после чего направляется на карбонизацию.
В случае выщелачивания бокситового спека с получением алюминатных растворов, содержащих 220—240 г/л Al2O3, операции обескремнивания предшествует разбавление раствора частью маточного раствора после карбонизации. Этот прием позволяет снизить концентрацию алюминатного раствора без повышения нагрузки на выпарку примерно до 150 г/л Al2O3, что способствует более глубокому обескремниванию.
Кремневый модуль обескремненного раствора изменяется примерно от 450 для бокситовых спеков (при диффузорном выщелачивании) до 550 для нефелиновых.
Карбонизация алюминатного раствора сводится к обработке его отходящими газами печей спекания, содержащими до 10—12% СО2, в карбонизаторе, представляющем собой цилиндрический стальной резервуар диаметром 4,7—6,0 м, высотой 8,0 м, снабженный вертикальной цепной мешалкой и барботерами для подвода газа. Температура карбонизации 70—80, продолжительность 8—10 час.
Крупность основной массы гидроокиси алюминия, получающейся в этих условиях, составляет 50—80 мк. Снижение температуры и повышение скорости карбонизации приводят к измельчению гидроокиси алюминия, повышение температуры приводит к перерасходу греющего пара.
Скорость перехода кремнезема в гидроокись алюминия существенно возрастает к концу карбонизации. Поэтому процесс обычно прекращают после того, как 95—98% содержащейся в растворе окиси алюминия оказываются выделенными в осадок. Этим обеспечивается и большая однородность гидроокиси алюминия по крупности, так как наиболее мелкие фракции выделяются к концу процесса.
Для того чтобы создать более благоприятные условия для автоматического управления процессом карбонизации, необходимое число карбонизаторов соединяют в батареи и организуют процесс карбонизации на них по непрерывной схеме.
Газы, поступающие в карбонизатор, должны преодолеть сопротивление, достигающее 0,6—0,8 ат. Подача газа на карбонизацию производится поэтому с помощью турбогазодувок Для того чтобы заменить турбогазодувки вентиляторами и снизить таким путем высокий расход электроэнергии, предложены и внедряются в производство более совершенные конструкции карбонизаторов, при которых газ подводится только в верхний слой раствора, требуемое же перемешивание осуществляется в карбонизаторе аэролифтом.
Выделенную в карбонизаторах гидроокись алюминия отделяют от маточного раствора, промывают и кальцинируют, используя для этого такие же аппаратурно-технологические схемы, что и при получении окиси алюминия по Байеру.
Маточные растворы, получающиеся после карбонизации, подвергаются выпарке При переработке бокситового сырья получающийся при этом оборотный раствор вновь возвращается в производство, чем обеспечивается необходимый кругооборот соды в процессе, В этом случае выпарка производится в длиннотрубных аппаратах пленочного вскипания с поверхностью нагрева до 700 м2 каждый (640 трубок длиной 7 м, диаметром 50 мм).
В случае нефелинового сырья выпарка производится насухо с раздельным выделением товарных щелочных солей (сода, поташ, сернокислые щелочи). В зависимости от соотношения между катионами (К и Nа) и анионами (СО3 и SO4) меняются и режимные условия переработки маточных растворов. Теоретической основой для выбора этих режимных условий является диаграмма состояний для системы Na2CO3—К2СО3—Na2S04—К2SO4—H2O при разных температурах Так, при сравнительно низком содержании сульфатов (до 5 ионопроцентов от общего содержания анионов) выделение солей производится ль следующей схеме:
1. Выпарка до начала выделения твердой фазы. Процесс осуществляется в аппаратах пленочного вскипания.
2. Продолжение выпарки с выделением чистой соды (моногидрат). Для этой операции предназначаются короткотрубные аппараты (длина трубок 3,5 м) с поверхностью нагрева до 350 м2; проектируются аппараты с принудительной циркуляцией, поверхностью нагрева до 250 M2r обеспечивающие высокий и устойчивый коэффициент теплопередачи.
3. Отделение выделившейся соды от маточного раствора. Операция проводится на автоматических центрифугах горизонтального типа полунепрерывного действия (диаметр барабана до 1800 мм).
4. Охлаждение маточного раствора до 35° с выделением глазерита (3K2SО4*Na2SO4). Охлаждение ведется током воздуха в безнасадочных скрубберах с окончанием в каскаднорасположенных цепных мешалках — кристаллизаторах.
5. Отделение маточного раствора от кристаллов глазерита на центрифугах.
6. Выпарка маточного раствора с почти полным выделением остающейся еще в нем соды и отделение последней от маточного раствора на центрифугах.
7. Выпарка при температуре 100° маточного раствора, остающегося после выделения соды, с выделением остатков последней в форме K2CO3*Na2CO3. Отделение двойной соли от маточного раствора на центрифугах и возврат ее на растворение в исходном растворе (поступающем на выпарку)
8. Выпарка маточного раствора на поташ. Производится в башне с распылением раствора в верхней части и с подачей горячих топочных газов снизу. Основная масса поташа осаждается в нижней части башни, часть же уносится с газами и улавливается в системе циклонов и скрубберов. Окончательное прокаливание поташа производится во вращающейся печи.