Автор работы: Пользователь скрыл имя, 23 Октября 2013 в 19:28, дипломная работа
Целью дипломного проекта является проектирование отделения электролиза магния, производительностью 17000 тонн в год магния-сырца.
В проекте осуществлен выбор аппаратурно-технологической схемы, выполнены расчеты материального и теплового баланса. На основании расчетных данных выбрано основное и вспомогательное оборудование.
С целью интенсификации производства в дипломном проекте предусматривается применение катодов увеличенной высоты. Внедрение катодов увеличенной высоты позволит повысить выход магния по току до 82,5% и увеличить производительность отделения на 10 % на имеющихся площадях и оборудовании.
Введение
1 Теоретические основы процесса электролиза магния по хлормагниевой схеме питания
1.1 Краткая характеристика предприятия.
Номенклатура, качество и технический уровень продукции.
Сырьевая база, характеристика сырья
1.2 Анализ научно-исследовательских работ и работы действующего предприятия. Выбор и обоснование технологической схемы переработки сырья и технологических показателей
1.3 Описание технологического процесса электролиза магния по хлормагниевой схеме питания
1.4 Обзор патентов
2 Расчеты технологического процесса электролиза магния по хлормагниевой схеме питания
2.1 Расчет материального баланса
2.2 Расчет теплового баланса
2.3 расчет основного и вспомог оборудования
3 экономика
4 Безопасность и экологичность проекта
4.1 Охрана труда
4.1.1 Общие требования
4.1.2 Параметры микроклимата
4.1.3 Электробезопасность
4.1.4 Освещенность
4.1.5 Пожарная безопасность
4.2 Охрана окружающей среды
Заключение
Список литературы
Приложение А
Определение температуры поверхностей проектируемого электролизёра
Приложение Б
Спецификация к промышленному электролизёру
Потери хлора с газами санитарно-технического отсоса, Xсто, кг, найдем из выражения:
ХСТО = Х – Mg ×АМ×c, (3.17)
где X – количество образовавшегося хлора, кг;
Mg – количество образовавшегося магния, кг;
c – выход хлора на 1 кг магния по данным ОАО УКТМК, кг.
XСТО = 72,53 – 24 × 0,987 × 2,85 = 5,02 кг
Масса хлора содержащегося в анодном газе, ХАГ, кг:
ХАГ = Х – ХСТО, (3.18)
XАГ = 72,53 – 5,02 = 67,51 кг
Объем хлора, содержащегося в анодном газе ХАГ",м3:
ХАГ" = ХАГ / dХ, (3.19)
где dХ – плотность хлора, кг/м3,
dХ = 3,24 кг/м3.
ХАГ" = 67,51 / 3,24 = 20,8 м3.
Объем воздуха, содержащегося в анодном газе, ВАГ", м3:
ВАГ" = ХАГ" × 10 / 90, (3.20)
где 10 – объемное содержание воздуха в анодном газе, %;
90 – объемное содержание хлора в анодном газе, %.
ВАГ" = 20,8 × 10 / 90 = 2,3 м3.
Масса воздуха, содержащегося в анодном газе, ВАГ, кг:
ВАГ = ВАГ" × dВ, (3.21)
где dВ – плотность воздуха, кг/м3; dВ = 1,293 кг/м3.
ВАГ = 2,3 × 1,293 = 2,97 кг.
Произведем пересчет полученных данных на 1000 кг магния-сырца:
а) Приход:
б) Расход:
Данные по материальному балансу приведены в таблице 3.5
Таблица 3.5 – Материальный баланс на 1000 кг магния сырца
Приход |
Количество |
Расход |
Количество | ||
кг |
% |
кг |
% | ||
Хлорид магния |
4168 |
96,7 |
Mg-сырец |
1000,0 |
23,2 |
Плавиковый шпат |
1,04 |
0,024 |
Осветлённый электролит |
14,66 |
0,34 |
NaCl |
17 |
0,394 |
Шлам |
80 |
1,86 |
Воздух |
123,8 |
2,872 |
Возгон |
50,1 |
1,16 |
Анодный газ |
2937,6 |
68,16 | |||
Потери хлора |
209,2 |
4,85 | |||
Невязка |
18,28 |
0,43 | |||
Итого |
4309,84 |
100,00 |
Итого |
4309,84 |
100,00 |
Технологические показатели, отнесенные к 1 кг магния (100 % Mg) приведены в таблице 3.6
Таблица 3.6 – Технологические показатели, отнесенные к 1 кг магния
Показатели, отнесенные к 1 кг магния (100 % Mg) |
Масса, кг |
Расход хлорида магния |
4,2 |
Расход плавикового шпата |
0,001 |
Расход NaCl |
0,017 |
Выход осветлённого электролита |
0,015 |
Выход шлама |
0,08 |
Выход возгона |
0,05 |
Выход анодного газа |
2,98 |
3.7.4 Расчет теплового баланса электролизёра
Основной частью полного расчета электролизёров для производства магния-сырца, состоящего из тепловых, электрических, материальных и конструктивных расчетов, являются тепловые расчеты и балансы.
При расчете проектируемых новых электролизёров тепловые балансы дают возможность рассчитывать необходимую тепловую изоляцию электролизёра, обеспечивающую сохранение теплового равновесия при принятых условиях процесса (выход по току, межполюсное расстояние, температура и т.д.).
Тепловой баланс состоит из двух частей – приходной и расходной. В приходной части учитываются статьи приобретения тепла (энергии) системой, в расходной – потери и тепло, уносимое продуктами электролиза.
а) Тепло вносимое расплавленным хлоридом магния, QХ.М., кДж/ч, рассчитаем по формуле:
QХ.М. = CХ.М. × m Х.М. × Т Х.М., (3.22)
где С Х.М. – теплоёмкость хлорида магния при данной температуре, СХ.М. = = 0,98 кДж/кг×°С [20];
m Х.М. – часовой расход хлорида магния, равен 273 кг (таблица 3.4)
t Х.М. – температура поступающего хлорида магния, °С.
Q Х.М. = 0,98 × 273 × 760 = 203330 кДж/ч.
б) Тепло вносимое электрической энергией постоянного тока, Qэ, кДж/ч, рассчитаем по формуле:
QЭ = I × U × t × 3600, (3.23)
где I – сила тока, кА;
U – падение напряжения на шунтах электролизёра, В;
t – время пропускания электрического тока, ч;
3600 – коэффициент перевода из ккал в кДж.
Qэ = 175 × 5,06 × 1 × 3600 = 3187800 кДж/ч
3.7.4.2 Расход тепла:
а) Расход тепла на разложение хлорида магния, QР, кДж/ч определим по формуле:
QР = DHТ × РMg, (3.24)
где DHТ – тепловой эффект разложения хлорида магния при температуре электролиза, равное 25400 кДж/кг [7];
РMg – количество образовавшегося магния за 1 час, кг/ч;
QР = 25400 × 65,5 = 1663700 кДж/ч.
б) Количество тепла уносимое магнием-сырцом, QМ, кДж/ч определяем аналогично по формуле (3.24).
Тепловой эффект определим по формуле:
DHM = 232,9 + 0,34 (tЭ – tПЛ), (3.25)
где 232,9 – теплосодержание магния-сырца при температуре плавления;
DHM = [232,9 + 0,304 (670 - 650)] × 4,184 = 999,89 кДж/кг;
tЭ – температура электролита;
tПЛ – температура плавления магния.
QМ = 999,89 × 65,5 = 65493 кДж/ч
в) Расход тепла на нагрев
и плавление загружаемых
- QNaCl = mNaCl × CNaCl (tЭ - tФ) + mNaCl × aNaCl, (3.26)
где CNaCl – средняя теплоёмкость хлорида натрия от 25 °С до температуры плавления, кДж/кг×°С;
aNaCl – теплота плавления NaCl, кДж/кг
mNaCl – часовой расход поваренной соли кг/ч
tФ – температура загружаемой соли, °С
QNaCl = 1,1 × 0,98 (670 - 20) + 1,1 × 494,5 = 1245 кДж/ч
- QCaF = mCaF × iCaF, (3.27)
где mCaF – часовой расход плавикового шпата, кг/ч;
iCaF – теплосодержание CaF2, кДж/кг×°С, определим по формуле:
iCaF = 4,184 × 0,265 (tЭ - tФ) + aCaF, (3.28)
где aCaF = 380,7 кДж/кг, теплота плавления CaF2
QCaF = 0,07 × [4,184 × 0,265 (670 - 20) + 380,7] = 77,0 кДж/ч
QОБЩ = 1245 + 77 = 1322 кДж/ч.
г) Тепло теряемое с
ушедшим осветлённым
QОСВ = НОСВ × РОСВ, (3.29)
где НОСВ – теплосодержание электролита, кДж/кг
РОСВ – часовой расход осветлённого электролита, РОСВ = 0,96 кг/ч
НОСВ = СТВ (tПЛ - tB) + q + CЖ (tЭ - tПЛ), (3.30)
где СТВ – теплоёмкость соли при температуре от 0 °С до температуры плавления, CТВ = 0,87 кДж/кг×°С [20];
q – теплота плавления, q = 418,4 кДж/кг×°С [20]
СЖ – теплоёмкость расплава соли, СЖ = 1,02 кДж/кг×°С [20]
tПЛ – температура плавления соли, tПЛ = 640 °С [20]
tB – температура воздуха в цехе, tB = 25 °С
НОСВ = 0,87 (640 - 25) + 418,4 + 1,02 (670 - 640) = 984,05 кДж/кг;
QОСВ = 984,05 × 0,96 = 945 кДж/ч.
д) Потери тепла с возгоном, QВ, кДж/ч определим аналогично по формуле (3.29). Теплосодержание возгона определяем аналогично по формуле (3.30):
НВ = 0,9 (460 - 25) + 380,7 + 1,071 (670 - 460) = 985,8 кДж/кг,
QВ = 3,28 × 985,8 = 3233 кДж/ч.
е) Потери тепла со шламом, QШ, кДж/ч определим аналогично по формуле (3.29). Теплосодержание шлама определяем аналогично по формуле (3.30):
НШ = 0,904 (620 - 25) + 297,1 + 1,071 (670 - 620) = 918,3 кДж/кг
QШ = 5,24 × 918,3 = 4812 кДж/ч.
ж) Потери тепла с анодным хлоргазом, QA, кДж/ч:
QA = РА × СА (tA - tB), (3.31)
где РА – масса смеси хлора и воздуха, кг/ч
СА – теплоёмкость анодного хлоргаза, кДж/ч
tА – температура отходящего хлоргаза, °С
РА = РХ + РВ, (3.32)
где РХ – масса хлора в смеси анодного хлоргаза, кг/ч
РВ – масса воздуха в смеси анодного хлоргаза, кг/ч
Тогда потери хлора с отходящим анодным хлоргазом найдём по формуле:
QA = PX × CX (tЭ - tА) + PВ × CВ (tА – tВ), (3.33)
где СХ – средняя теплоёмкость хлора в интервале температур tЭ и tА, кДж/кг×°С;
СВ – средняя теплоёмкость воздуха в интервале температур tА и tВ, кДж/кг×°С.
СХ =
СВ =
QA = 198 × 0,5 (670 - 420) + 8,78 × (420 -25) = 28322 кДж/ч.
з) Потери тепла с воздухом, отсасываемым из сборной ячейки, QСТО, кДж/ч определим аналогично по формуле (3.31).
Средняя теплоёмкость воздуха в интервале температур tСТО и tВ, кДж/кг×°С определим по формуле:
СВ =
Так как содержание хлора в газах санитарно-технического отсоса (СТО) незначительно (0,01 кг на 1400 м3 газов СТО), то для вычисления их массы используем плотность воздуха:
mСТО = 1400 × 1,293 = 1810,2 кг;
QСТО = 1810,2 × 1 × (150 - 25) = 226275 кДж/ч.
3.7.4.3 Потери тепла конструкцией электролизёра
3.7.4.3.1 Потери тепла
торцевыми стенками
Торцевые стенки состоят из слоев, следующей толщины, d, мм:
В дальнейшем при расчете коэффициента теплопроводности стальной лист не учитываем.
Используя данные литературных источников, определим средние температуры слоев, °С:
Коэффициент теплопередачи, К, кДж/м2×ч×°С определим по формуле:
(3.34)
где lШ, lД – теплопроводности шамота и диатомита соответственно, кДж/м×ч×°С.
Значения теплопроводностей определяем: lШ = 4,73 кДж/м×ч×°С, lД = = 0,71 кДж/м×ч×°С [20].
Принимаем, что электролит пропитывает весь слой шамота и на 25 % слой диатомита. Пористость шамотного кирпича, G = 24 %.
lПР = lШ + G× (lЭ - lВ), (3.35)
где lЭ и lВ - коэффициент теплопроводности электролита и воздуха соответственно: lЭ=13,8 кДж/м×ч×°С, lВ = 0,19 кДж/м×ч×°С, [20].
lПР = 4,73 + 0,24 (13,8 - 0,19) = 8 кДж/м×ч×°С,
Толщины пропитанного и непропитанного слоёв диатомита составят:
dД. ПР. = 0,17 × 0,25 = 0,04 мм;
dД. НЕПР. = 0,17 × 0,75 = 0,13 мм.
Теплопроводность пропитанного слоя диатомита составит (рис. 53 [20]):
lД. ПР. = 2,26 кДж/м×ч×°С.
Коэффициент теплопередачи составит:
кДж/м×ч×°С.
Общее сечение теплового потока, SТ, м2:
SТ
Тепловой поток через стенку, QТ, кДж/ч определится уравнением:
QТ = К × SТ (tЭ - t2), (3.36)
Тепловой поток через ребра жесткости QК.Л., кДж/ч определится уравнением:
QК.Л. = a1×(t2-tB)×S2 + f×l1×m×th(m×H)×(t2-tB), (3.
где a1 – суммарный коэффициент теплоотдачи (лучеиспусканием и конвекцией) стенки в зависимости от ее температуры и температуры среды, кДж/м×ч×°С;
f – общее сечение ребер жесткости, м2;
l1 – теплопроводность углеродистой стали в зависимости от температуры, кДж/м×ч×°С;
m – коэффициент;
H – высота ребра жесткости, м;
th(m×H) – гиперболический тангенс, функция аргумента (m×H).
Информация о работе Проектирование участка электролиза магния по хлормагниевой схеме