ИТС 11-2025. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Производство алюминия

(утв. Приказом Росстандарта от 28.08.2025 № 1817)

ИСТОРИЯ ИЗМЕНЕНИЙ НОРМАТИВНО-ТЕХНИЧЕСКИХ АКТОВ

flowchart LR
  n0["ИТС 11-2016"]:::rst
  click n0 "https://bukva.ai/docs/spravochnik-its-11-2016" "ИТС 11-2016. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Производство алюминия (утв. Приказом Росстандарта от 29.06.2016 N 803)"
  n1["ИТС 11-2019"]:::rst
  click n1 "https://bukva.ai/docs/spravochnik-its-11-2019" "ИТС 11-2019. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Производство алюминия (утв. Приказом Росстандарта от 12.12.2019 N 2980)"
  n2["ИТС 11-2022"]:::rst
  click n2 "https://bukva.ai/docs/spravochnik-3197" "ИТС 11-2022. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Производство алюминия (утв. Приказом Росстандарта от 16.12.2022 N 3197)"
  n3["ИТС 11-2025"]:::doc
  click n3 "https://bukva.ai/docs/spravochnik-its-11-2025" "ИТС 11-2025. Информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям. Производство алюминия (утв. Приказом Росстандарта от 28.08.2025 N 1817)"
  n2 --> n3
  n1 --> n2
  n0 --> n1
classDef rst fill:#FFEBEB,stroke:#8B0000,color:#000;
classDef doc fill:#EBFFEB,stroke:#006400,color:#000;
classDef notEnt fill:#FFFFEB,stroke:#FF8C00,color:#000;

Утвержден Приказом Росстандарта от 28 августа 2025 г. № 1817

ИНФОРМАЦИОННО-ТЕХНИЧЕСКИЙ СПРАВОЧНИК ПО НАИЛУЧШИМ ДОСТУПНЫМ ТЕХНОЛОГИЯМ

ПРОИЗВОДСТВО АЛЮМИНИЯ

Aluminium production

ИТС 11-2025

Дата введения 1 ноября 2025 года

Введение

Настоящий справочник НДТ представляет собой документ по стандартизации, разработанный в результате анализа технологических, технических и управленческих решений, применяемых при производстве первичного и вторичного алюминия, а также при производстве технического кремния.

Справочник НДТ разработан взамен ИТС 11-2022 «Производство алюминия».

Настоящий справочник содержит информацию:

• об области его применения;
• об отрасли алюминиевой промышленности в Российской Федерации;
• о технологических процессах, применяемых в настоящее время в алюминиевой промышленности в Российской Федерации;
• о текущих уровнях эмиссий в окружающую среду на предприятиях алюминиевой промышленности в Российской Федерации;
• о наилучших доступных технологиях в алюминиевой промышленности Российской Федерации;
• о перспективных технологиях;
• об индикативных показателях удельных выбросов парниковых газов.

Основными законодательными документами, использовавшимися при разработке справочника, являются:

• Федеральный закон от 10 января 2002 г. № 7-ФЗ «Об охране окружающей среды»;
• Федеральный закон от 4 мая 1999 г. № 96-ФЗ «Об охране атмосферного воздуха»;
• Федеральный закон от 24 июня 1998 г. № 89-ФЗ «Об отходах производства и потребления»;
• Постановление Правительства РФ от 23 декабря 2014 г. № 1458 «О порядке определения технологии в качестве наилучшей доступной технологии, а также разработки, актуализации и опубликования информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям».

Принятые основные сокращения

АГК — Ачинский глиноземный комбинат (ОАО «РУСАЛ Ачинск»)

АПГ — автоматическая подача глинозема

АСУТП — автоматизированная система управления технологическим процессом

БАЗ — Богословский алюминиевый завод («РУСАЛ Краснотурьинск»)

БрАЗ — Братский алюминиевый завод (ПАО «РУСАЛ Братск»)

БТ — боковой токоподвод

ВТ — верхний токоподвод

ГВС — газовоздушная смесь

ГОУ — газоочистная установка

ЗВ — загрязняющие вещества

ИркАЗ — Иркутский алюминиевый завод (филиал ПАО «РУСАЛ Братск» в г. Шелехов)

КАЗ — Кандалакшский алюминиевый завод («РУСАЛ Кандалакша»)

КПД — коэффициент полезного действия

КПИ — коэффициент полезного использования

КрАЗ — Красноярский алюминиевый завод (АО «РУСАЛ Красноярск»)

НДТ — наилучшая доступная технология

НкАЗ — Новокузнецкий алюминиевый завод (АО «РУСАЛ Новокузнецк»)

ОА — обожженные аноды

ПГ — парниковые газы

ПОА — предварительно обожженные аноды

ПЭК — производственный экологический контроль

КШ — АО «Кремний» г. Шелехов

РКУ — ООО «РУСАЛ Кремний Урал»

РТП — рудотермическая печь

РКО — рудовосстановительная, круглая, открытая печь

САЗ — Саяногорский алюминиевый завод (АО «РУСАЛ Саяногорск»)

ТаАЗ — Тайшетский алюминиевый завод (ООО «ОК РУСАЛ Анодная Фабрика»

УАЗ — Уральский алюминиевый завод («РУСАЛ Каменск-Уральский»)

УВ — удельные выбросы

ЦРГ — централизованная раздача глинозема

ЭкоСодерберг — Экологический Содерберг

Предисловие

Цели, основные принципы и порядок разработки справочника установлены Постановлением Правительства Российской Федерации от 23 декабря 2014 г. № 1458 «О порядке определения технологии в качестве наилучшей доступной технологии, а также разработки, актуализации и опубликования информационно-технических справочников по наилучшим доступным технологиям».

1. Статус документа

Настоящий информационно-технический справочник по наилучшим доступным технологиям (далее — справочник) является документом по стандартизации.

2. Информация о разработчиках

Справочник разработан технической рабочей группой «Производство алюминия» (ТРГ 11) состав которой утвержден приказом Минпромторга России от 21.05.2024 № 2196 «О создании технической рабочей группы „Производство алюминия“.»

Перечень организаций и их представителей, принимавших участие в разработке справочника, приведен в разделе «Заключительные положения и рекомендации».

Справочник представлен на утверждение Бюро наилучших доступных технологий (Бюро НДТ) (www.burondt.ru).

3. Краткая характеристика

Справочник содержит описание применяемых при производстве алюминия (первичного и вторичного), а также при производстве технического кремния технологических процессов, оборудования, технических способов, методов, в том числе позволяющих снизить негативное воздействие на окружающую среду, водопотребление, повысить энергоэффективность, ресурсосбережение. Среди описанных технологических процессов, оборудования, технических способов, методов определены решения, являющиеся наилучшими доступными технологиями (НДТ). Для НДТ в справочнике установлены технологические показатели.

4. Взаимосвязь с международными, региональными аналогами

Справочник разработан на основе справочника Европейского союза по наилучшим доступным технологиям «Наилучшие доступные технологии (НДТ). Справочный документ для промышленности цветных металлов» (Best Available Techniques (BAT) Reference Document for the Non-Ferrous Metals Industries) с учетом особенностей производства алюминия в Российской Федерации.

5. Сбор данных

Информация о технологических процессах, оборудовании, технических способах, методах, применяемых при производстве алюминия в Российской Федерации, была собрана в процессе разработки справочника в соответствии с Порядком сбора данных, необходимых для разработки информационно-технического справочника по наилучшим доступным технологиям и анализа приоритетных проблем отрасли, утвержденным приказом Минпромторга России от 18 декабря 2019 г. № 4841.

6. Взаимосвязь с другими справочниками НДТ

Взаимосвязь настоящего справочника НДТ с другими справочниками НДТ приведена в разделе «Область применения».

7. Информация об утверждении, опубликовании и введении в действие

Справочник утвержден Приказом Росстандарта от 28 августа 2025 г. № 1817.

Справочник введен в действие с 1 ноября 2025 г., официально опубликован в информационной системе общего пользования — на официальном сайте Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии в сети Интернет (www.rst.gov.ru).

Область применения

Справочник распространяется на следующие основные виды деятельности:

• производство глинозема;
• производство первичного алюминия;
• производство анодов и анодной массы;
• литейное производство (производство товарной продукции из алюминия-сырца и алюминиевых сплавов);
• производство технического кремния;
• процессы подготовки вторичного алюминиевого сырья для переработки;
• процессы производства вторичного алюминия.

Справочник также распространяется на процессы, связанные с основными видами деятельности, которые могут оказать влияние на объемы эмиссий или масштабы загрязнения окружающей среды:

• хранение и подготовка сырья, топлива, продукции;
• производственные процессы;
• методы предотвращения и сокращения эмиссий и образования отходов.

Справочник не распространяется на:

• деятельность, связанную с добычей и обогащением руд цветных металлов;
• блоки вспомогательных и подсобных производств (ремонтные, автотранспортные, железнодорожные, монтажные и т.п.);
• вопросы, касающиеся исключительно обеспечения промышленной безопасности или охраны труда.

Вопросы охраны труда рассматриваются частично и только в тех случаях, когда оказывают влияние на виды деятельности, включенные в область применения настоящего справочника.

Дополнительные виды деятельности при производстве алюминия и соответствующие им справочники НДТ (названия справочников НДТ даны в редакции распоряжения правительства Российской Федерации от 31 октября 2014 года № 2178-р) приведены в таблице 1.

Таблица 1

Дополнительные виды деятельности при производстве алюминия и соответствующие им справочники НДТ

Сфера распространения справочника приведена в таблице 2.

Таблица 2

Сфера распространения ИТС НДТ

Раздел 1. Общая информация о рассматриваемой отрасли промышленности и отраслевой проблеме

1.1 Общие сведения

1.1.1 Алюминий

Алюминий — химический элемент III группы периодической системы элементов Д.И. Менделеева, легкий и пластичный металл матово-серебристого цвета. Вследствие высокой химической активности алюминий в природе находится только в связанном виде.

Плотность (при нормальных условиях) — 2,69 г/см3, электропроводность — 37 x 106 См/м.

Уникальные свойства алюминия:

• на воздухе моментально образует оксидную защитную пленку, которая способствует высокой коррозионной стойкости металла;
• низкая плотность при высокой прочности;
• неизменность свойств при низких температурах.

Алюминий обладает амфотерными свойствами, т.е., реагируя с кислотами, образует соответствующие соли, а при взаимодействии с щелочами — алюминаты. Эта особенность существенно расширяет возможности извлечения алюминия из руд различного состава. Алюминий растворяется в серной и соляной кислотах, а также в щелочах, но концентрированная азотная и органическая кислоты на алюминий не действуют.

Механические свойства алюминия в значительной степени зависят от количества примесей в алюминии, его предварительной механической обработки и температуры. С увеличением содержания примесей прочностные свойства алюминия растут, а пластичные снижаются, причем эти свойства проявляются даже при изменении чистоты алюминия от 99,5 до 99,0%.

Благодаря таким свойствам, как малая плотность, высокая теплопроводность, низкое электрическое сопротивление, высокая пластичность, коррозионная стойкость, алюминий получил исключительно широкое распространение в различных отраслях современной техники и играет важнейшую роль среди всех цветных металлов.

Чистый технический алюминий используется в электротехнике в качестве проводникового материала и для производства фольги. Основная часть алюминия применяется в виде литейных и деформируемых сплавов и сравнительно небольшое количество алюминия — в виде порошков.

К основным областям применения алюминия и его сплавов относятся аэрокосмическая промышленность, строительство, высокоскоростной железнодорожный и водный транспорт, автомобилестроение (корпуса двигателей, кузовные детали и трансмиссия), электротехника, машины и турбинная техника, упаковка пищевых продуктов и напитков, криотехника, пиротехника и ракетное топливо, пищевая промышленность.

Практически единственным методом получения металлического алюминия является электролиз криолитоглиноземного расплава. Основное сырье для этого процесса — глинозем (Al2O3) — получают различными гидрохимическими методами путем переработки минералов, содержащих соединения алюминия.

Современное получение алюминия осуществляется путем электролитического разложения глинозема (Al₂O₃), растворенного в электролите (расплавленный криолит (Na3AlF6)). Технологический процесс осуществляется при 950 — 965 °C в электролизных ваннах (электролизерах). В целом процесс разложения глинозема в электролизерах можно представить в виде формул:

Al_{2}O_{3} + 1,5C \leftrightarrow 2Al + 1,5CO_{2} ,

Al_{2}O_{3} + 3C \leftrightarrow 2Al + 3CO .

Суммарную реакцию можно записать в виде

Al₂O₃ + xC = 2Al + (3 — x)CO2 + (2x — 3)CO

или представить ее как сумму трех реакций:

Al_{2}O_{3} \leftrightarrow 2Al + 1,5O_{2} ,

C + O_{2} \leftrightarrow CO_{2} ,

C + 0,5O_{2} \leftrightarrow CO .

Основным исходным сырьем криолит-глиноземного расплава являются глинозем (Al₂O₃), фтористый алюминий (AlF₃) и криолит (Na₃AlF₆). Кроме того, в электролите всегда присутствует фтористый кальций (CaF2), снижающий температуру кристаллизации электролита, что позволяет проводить процесс электролиза при более низкой температуре.

Технологический процесс в алюминиевом электролизере — сложный комплекс взаимосвязанных химических, физико-химических и физических процессов.

При электролизе на катоде выделяется алюминий, а на аноде — кислород. Алюминий, обладающий большей плотностью, чем исходный расплав, собирается на дне электролизера, откуда его периодически извлекают.

Рентабельность производства алюминия определяется доступностью и ценой электроэнергии, наличием сырьевых компонентов и их качеством.

В таблице 1.1 представлены действующие в Российской Федерации предприятия алюминиевой промышленности, год ввода в эксплуатацию, производительность и применяемые технологии электролиза. Их географическое расположение представлено на рисунке 1.2.

Таблица 1.1

Перечень предприятий алюминиевой промышленности Российской Федерации

<1> В 2015 году начата реализация проекта по увеличению мощности производства.

<2> В 2015 году начата реализация проекта по увеличению мощности производства.

1.1.2 Кремний

Кремний — химический элемент с порядковым номером 14 третьего периода главной подгруппы IV группы периодической системы элементов Д.И. Менделеева.

Кремний — металлоид темно-серого цвета, обладающий обычно металлическим блеском, твердый и хрупкий. Плотность (при нормальных условиях) — 2,33 г/см3, температура плавления — 1414 °C; электропроводность — 37 x 106 См/м. Известен также аморфный кремний — бурый тонкодисперсный порошок. Элементарный кремний (в аморфном состоянии) впервые получен в 1823 году шведским ученым Берцелиусом, а в кристаллическом виде — французским химиком Сент-Клер Девилем в 1855 году.

Содержание кремния в земной коре составляет 27,6%. Кремний входит в состав большинства горных пород; главные минералы — кремнезем и силикаты.

При обычных условиях кремний инертен и стоек к химическим воздействиям.

С простыми веществами (кроме фтора) взаимодействует лишь при нагревании, проявляя чаще всего восстановительные свойства.

Основная масса выплавляемого кремния предназначена для металлургического производства, главным образом производства алюминиевых сплавов — силуминов. Широко известны также кремнистые бронзы — кремнистые сплавы на основе меди, в которых присутствие кремния увеличивает прочность, уменьшает пористость за счет повышенной текучести, что способствует получению плотных отливок. В деталях, работающих на трение при средних нагрузках и скоростях, кремнистые бронзы со свинцом не уступают оловянно-фосфористой бронзе. Бронзы с кремнием и марганцем обладают хорошей коррозионной стойкостью.

Кремний высокой чистоты является типичным полупроводником и представляет исключительный интерес для современной электроники и солнечной энергетики.

Широк диапазон использования кремнийорганических соединений. В них удалось объединить два антипода: кремний — важнейший элемент неорганического мира и углерод, являющийся основой живого. Поэтому полимерные кремнийорганические соединения обладают тепловой и химической устойчивостью в сочетании с эластичностью и растворимостью.

На основе кремнийорганических соединений изготавливают термостойкие смазочные масла, жидкие диэлектрики, лаки, эмали, каучуки, пластмассы, стеклопластики, обладающие наряду с повышенной тепловой и химической стойкостью отличными электроизоляционными свойствами. Кремнийорганические соединения являются основой многих эффективнейших сорбентов, катализаторов, пеногасителей и многих других ценных химических продуктов и материалов.

Примерная структура потребления металлургического (кристаллического) кремния следующая: для производства сплавов используется около 70% от общего производства; в химической промышленности — около 15%; для изготовления полупроводниковой техники — 5 - 7%; в машиностроении — остальное.

Основным производителем технического кремния в мире (около 65% от общего выпуска) является Китай. Также в значительных объемах кремний производят Бразилия, США, Норвегия, Франция.

Для производства технического (кристаллического, металлургического) кремния в отечественной и зарубежной промышленности применяется карботермический метод, в основе которого лежит процесс восстановления кремния из кремнезема углеродом в электродуговых печах различной мощности.

Процесс карботермического восстановления кремния обычно описывается обобщенным балансовым уравнением:

SiO2 + 2C = Si + 2CO

Теоретическая температура начала взаимодействия диоксида кремния с углеродом равна 1554 °C. Заметный сдвиг равновесия в этой реакции в сторону восстановления кремнезема начинается с 1600 °C. Взаимодействие кремнезема с углеродом интенсивно протекает при температуре более 1670 °C. Фактическое восстановление кремнезема углеродом происходит с образованием промежуточных продуктов.

SiO2(ж) + Cт = SiOг + COг (1)

1/2 SiOг + Cт = 1/2 SiC + 1/2 COг (2)

1/2 SiOг = 1/4 Si + 1/4 SiO2 (3)

1/4 SiO2 + 1/2 SiC = 3/4 Si + 1/2 CO (4)

Возможны и побочные реакции ответвления, например, взаимодействие SiO с SiC.

В процессе карботермического восстановления протекают реакции в различных температурных диапазонах, образующихся по высоте тигля с образованием промежуточных продуктов. Процесс восстановления протекает в зоне низких, средних, высоких температур, подэлектродной области или на колошнике. В процессе восстановления кремния в тигле руднотермической печи можно условно обозначить четыре основные температурные зоны. Первая зона представляет собой слой не спеченной шихты с температурным диапазоном от температуры шихты на колошнике печи до 1500 °C, вторая зона имеет температурный диапазон 1500 — 1900 °C (слой спеченной шихты), третья зона (газовая полость тигля) — с температурой более 1900 °C и четвертая зона — гарнисаж (рисунок 1.1).

При изменении трех первых факторов гарнисаж печи меняет свой состав и форму, что может привести к расстройству технологии печи, снижению сортности, зашлакованию печи, образованию трудновыводимых тугоплавких шлаков.

Рисунок 1.1 — Процесс восстановления кремния в тигле руднотермической печи

1 — зона активного схода шихты (рабочая зона). В этой зоне происходят процессы нагрева шихты и схода шихты в рабочую полость вокруг электрода. 2 — зона замедленного схода шихты. В этой зоне происходит спекание шихты, из шихты уходит связанная влага, летучие соединения восстановителей, начинаются процессы восстановления. 3 — гарнисаж, образуется из тугоплавких соединений, получаемых в процессе плавки (карбидов кремния). Гарнисаж формируется в период пуска рудотермической печи и зависит напрямую от подаваемого в печь состава шихты, электрических режимов ведения плавки, положения электродов и других технологических особенностей процесса восстановительной плавки. 4 — газовая полость. Эта зона формирования источника тепла — электрической дуги. В ней протекают все высокотемпературные процессы и газификация окислов кремния.

Рисунок 1.2 — Карта-схема расположения алюминиевых, глиноземных и кремниевых заводов Российской Федерации

1.2 Сырье и материалы, использующиеся при производстве алюминия

1.2.1 Основное сырье при производстве первичного алюминия

Основным сырьем при производстве первичного алюминия являются:

• глинозем (Al2O3);
• угольная анодная масса (предварительно обожженные угольные блоки);
• фтористые соли, в том числе криолит искусственный технический («свежий криолит»); фторид алюминия; криолит вторичный (флотационный, получаемый при флотации извлеченной из электролизера угольной пены, и регенерационный, получаемый при химической переработке растворов после их использования для орошения газоочистных аппаратов либо пыли и шлама газоочистки и других твердых отходов).

#Глинозем# (Al2O3) представляет собой порошкообразный материал белого цвета с крупностью отдельных частиц в основном от 10 до 120 мкм. Фракционный состав глинозема зависит от свойств гидрата, условий его прокалки и других факторов и на практике колеблется в достаточно широких пределах. Температура плавления Al2O3 — 2050 °C. Глинозем образует несколько полиморфных разновидностей фаз, имеющих одинаковый химический состав, но различное строение кристаллической решетки и, следовательно, различные физические свойства. Глинозем, используемый для производства алюминия, имеет следующие модификации: \alpha - \text{фракция} (корунд) — наиболее устойчивая форма оксида алюминия, получаемая при прокаливании гидрооксида алюминия при высокой температуре (1050 — 1200 °C), обладает высокой твердостью, практически не гигроскопична, имеет малую удельную поверхность; переходные модификации \chi , \theta , \gamma , которые образуются при прокаливании гидроксида алюминия при температуре 500 — 1000 °C. В отличие от \alpha - \text{модификации} , они имеют весьма развитую удельную поверхность, хорошо поглощают фторид водорода и воду. При дальнейшем их прокаливании при температуре 1050 — 1200 °C они переходят в \alpha - \text{модификацию} .

Насыпная плотность глинозема — 0,9 — 1,1 г/см3. Угол естественного откоса — <= 37,5°.

Для получения алюминия необходимой чистоты в глиноземе ограничивается содержание примесей оксидов железа и кремния. Жестко лимитируется содержание примесей оксидов титана, ванадия, хрома и марганца, влияющих на электропроводность получаемого металла, пятиокиси фосфора, которая отрицательно влияет на протекание технологического процесса.

Важное значение имеет ограничение содержания щелочных компонентов (едких щелочей, алюминатов и алюмосиликатов щелочных металлов), условно пересчитываемых при характеристике глинозема на содержание Na2O.

Глинозем, выпускаемый отечественной промышленностью, должен содержать, %: не более 0,02 — 0,05 Fe2O3; 0,02 — 0,08 SiO2; 0,01 - 0,03\Sigma TiO_{2} + V_{2}O_{5} + Cr_{2}O_{3} + MnO ; 0,01 — 0,03 ZnO; P2O5 < 0,002.

Массовая доля щелочных компонентов — не более 0,4% — 0,5%, а потери при прокаливании — не выше 0,8%. При большом содержании мелких фракций (~ 40 мкм до 60%) глинозем называют «мучнистым».

Разные марки глинозема, а также его крупность и фазовый состав в значительной мере определяются используемым сырьем и способом производства.

Глинозем «песчаного» типа характеризуется меньшим содержанием \alpha - \text{фракции} (<= 25%), более крупным и однородным гранулометрическим составом. Такой глинозем обладает повышенной скоростью растворения в электролите, меньше пылит и отличается большей сорбционной способностью к фториду водорода. По содержанию вредных примесей он характеризуется столь же жесткими критериями, как и отечественный глинозем.

Отечественные алюминиевые заводы могут использовать в собственном производстве глинозем как «мучнистого», так и «песчаного» типа.

#Трифторид алюминия технический# (AlF3) представляет собой порошкообразный материал белого, розового или серого цвета крупностью до 150 — 200 мкм. В ряде случаев содержание фракций ~ 100 мкм составляет 100%, иногда весь продукт представлен фракцией ~ 40 мкм.

При нагревании фторид алюминия возгоняется без плавления. Температура кипения — 1270 °C. Продукт гигроскопичен, при температурах выше 350 °C начинает активно взаимодействовать с влагой, образуя фторид водорода. В равновесных условиях, при температурах, близких к температуре процесса электролиза ~ 960 °C, трифторид алюминия полностью разлагается водой.

Трифторид алюминия технический содержит не менее 88% AlF3 (основное вещество). Содержание воды для разных сортов составляет от 1,0% до 3,5%. Содержание SO42-, соответственно, не превышает 0,5% — 1,0%.

Трифторид алюминия в отечественной практике получают (в большинстве случаев) гидрохимическим способом путем варки гидроксида алюминия в плавиковой кислоте с последующей фильтрацией, сушкой и прокалкой (иногда в две стадии). Такой продукт отличается низкой насыпной массой (0,6 — 0,8 г/см3), но содержит больше основного вещества (до 95%).

В зарубежной практике используют трифторид алюминия, получаемый «сухим» способом при взаимодействии в печах кипящего слоя газообразного фторида водорода с активным (\gamma - \text{фракция}) оксидом алюминия при температуре -800 °C. Такой продукт характеризуется большей насыпной массой 1,4 — 1,6 г/см3, но более низким содержанием основного вещества.

#Фторированный глинозем# представляет собой отработанный после «сухой» газоочистки электролизных газов глинозем, возвращаемый в электролиз в качестве сырьевого компонента для замены свежего глинозема и снижения потребления фторсолей. Это порошкообразный материал серого цвета, крупность и содержание фракций в нем зависят от исходного свежего глинозема, применяемого для «сухой» ГОУ, которая оказывает незначительное влияние на его состав и свойства.

Отработанный фторированный глинозем, удаляемый из рукавных фильтров установок «сухой» газоочистки, кроме адсорбированного фтористого водорода содержит уловленную из электролизных газов пыль, содержащую твердые фториды, углерод и смолистые вещества (при очистке газов от электролизеров Содерберга).

Для фторированного глинозема характерны небольшие изменения угла естественного откоса, дисперсного состава, величины удельной поверхности и ряда других параметров. Увеличивается содержание примесей (SiO2, Fe2O3, Na2O, K2O, P2O5, V2O5, CaO, MgO, MnO, Cr2O3, ZnO), однако эти изменения происходят в допустимых пределах, что подтверждается практикой эксплуатации установок сухой очистки газов. В наибольшей степени примесями обогащены мелкие фракции отработанного глинозема (< 10 мкм).

Дисперсный состав фторированного глинозема по сравнению со свежим немного изменяется в сторону увеличения мелких фракций за счет смешения глинозема с электролизной пылью, а также измельчения более крупной фракции при транспортировке и обработке в реакторе (истирания). Увеличение доли мелких фракций может привести к некоторому увеличению расхода глинозема за счет его пыления. Также для снижения пыления в корпусе электролиза подачу отработанного глинозема в электролизеры целесообразно осуществлять через АПГ. В корпусах электролиза, где АПГ отсутствует, во избежание вторичного пылеуноса, а также вторичного образования HF в результате гидролиза фтористых соединений в случае перегрева фторированного глинозема в нижних слоях глиноземной засыпки на корке электролита рекомендуется засыпаемый на корку фторированный глинозем присыпать свежим глиноземом.

В процессе «сухой» газоочистки возможно улавливание глиноземом диоксида серы (SO2). Для уменьшения степени улавливания SO2 глиноземом целесообразно применять рециркуляцию глинозема в соответствии с технологическим регламентом на проектирование установки.

При адсорбции фтористого водорода глиноземом в установках «сухой» ГОУ происходит изменение структуры последнего, атомы фтора входят в кристаллическую решетку Al2O3, происходит практически полное замещение атомов кислорода атомами фтора в решетке Al2O3. Таким образом, использование в технологии электролиза фторированного глинозема позволяет существенно сократить расход фторсолей. Экономия свежего фтористого алюминия при использовании фторированного глинозема может составлять от 6 до 11 кг/т Al.

Исследование потерь фтора при термообработке фторированных глиноземов показало, что фторированный глинозем можно возвращать на корку электролита без опасения вторичного загрязнения фтористым водородом воздуха рабочей зоны.

Отработанный фторированный глинозем с «сухих» ГОУ корпусов электролиза Содерберга, загрязненный смолистыми веществами, при загрузке в электролизеры также не оказывает отрицательного влияния на технологию электролиза и атмосферу в корпусе. Смолистые вещества, содержащиеся в отработанном глиноземе, при загрузке его в электролизеры не выделяются в атмосферу, а разрушаются в результате сгорания.

#Криолит искусственный технический#. В производственной терминологии «свежий криолит» — фторалюминат натрия переменного состава nNaF·AlF3. Содержит не менее 54 вес. % фтора; модуль n в пределах 1,5 — 3,0; SO42- — 0,5 — 1,0%; вода — 0,2 — 0,8%.

В зависимости от криолитового модуля n состоит:

• при n >= 1,7 — 3,0 — из смеси криолита (3NaF·AlF3) и хиолита (5NaF·3AlF3);
• при n < 1,7 — из смеси криолита (3NaF·AlF3), хиолита (5NaF·3AlF3) и необезвоженного кристаллогидрата трифторида алюминия (AlF3·xHF·yH2O).

Криолит (3NaF·AlF3) представляет собой порошок белого цвета крупностью до 150 мкм. Температура плавления криолита — 1010 °C.

С увеличением модуля криолита увеличивается температура его плавления, снижаются летучесть и склонность к гидролизу.

#Вторичный криолит# выпускается алюминиевыми заводами при переработке газообразных и твердых отходов. В зависимости от вида исходного сырья и способа его переработки различают регенерационный и флотационный криолит.

#Криолит регенерационный# получают из фтористого водорода, содержащегося в анодных газах, либо из твердых отходов (пыль, отработанная футеровка) путем химической обработки. Он представляет собой порошок белого или серого цвета, по химическому составу — криолит с модулем ~ 2,8. Основной вредной примесью является сера в виде двойной соли NaF·Na2SO4 с содержанием SO42- до 4%. Содержание фтора — не менее 43%, влаги — до 1%. Натрийсодержащие примеси требуют повышенного расхода трифторида алюминия, что сопровождается его гидролизом и загрязнением атмосферы фторидом водорода.

#Криолит флотационный# получают при флотации угольной пены, извлеченной из электролита действующих электролизеров. Он представляет собой порошок серого цвета. По химическому и фазовому составу не отличается от электролита, однако несколько обогащен углеродом и оксидом алюминия.

Вовлечение в производство продуктов регенерации фторидов позволяет уменьшить потребление свежих солей.

#Анодная масса и обожженные аноды#. Сырьем для производства анодной массы и обожженных анодов служат электродные каменноугольные пеки и электродные коксы (нефтяные или пековые). Выбор этих видов сырья является неслучайным.

Во-первых, они обладают низкой зольностью (менее 0,5%), что особенно важно при электролитическом производстве алюминия. Известно, что вредные металлические примеси (железо, кремний, медь, цинк и другие) полностью переходят в электролитический алюминий, снижая его качество.

Во-вторых, анод, образованный из этих материалов, обладает высокой электропроводностью, без чего невозможен подвод тока к зоне электрохимической реакции.

В-третьих, комбинация твердого кокса (наполнителя) и жидкого пека (связующего) позволяет формировать композиционную структуру, физико-механические свойства которой после спекания существенно превосходят как свойства кокса, так и пека по отдельности.

В-четвертых, эти материалы после термообработки обладают исключительно высокими термостойкими свойствами, достаточными для работы в химически агрессивной среде и при температуре 950 °C — 1000 °C.

Анодная масса используется для технологии производства алюминия на электролизерах с самообжигающимися анодами (электролизеры Содерберга). В этом случае угольный анод формируется непосредственно на электролизере и процесс электролиза сопровождается процессом коксования пекококсовой композиции (анодной массы). В анодный кожух электролизера загружают массу, где она расплавляется и по мере сгорания анода, перемещаясь в более горячие зоны, подвергается коксованию. Полученный спеченный массив и представляет собой анод.

Обожженные анодные блоки формируются в специальных цехах и готовыми монтируются на электролизерах, работающих по технологии производства алюминия с предварительно обожженными анодами.

Пеки различаются по маркам в зависимости от температуры размягчения. С повышением температуры размягчения снижается содержание легких фракций, возрастает выход коксового остатка, в результате чего при коксовании анода уменьшается выделение газообразных и жидких продуктов, являющихся источниками образования канцерогенов.

В качестве твердого наполнителя в анодной массе используются нефтяные и пековые коксы, причем первые — в преобладающем количестве. Нефтяные коксы лучше взаимодействуют со связующим (пеком). К составу и качеству электродных коксов предъявляется ряд требований. Для производства анодов и анодной массы требуется прокалка кокса для удаления влаги и части летучих веществ. Содержание в коксах золы и серы должно быть минимальным, так как химические элементы, из которых состоит зола, при электролизе криолитоглиноземных расплавов переходят в металл и ухудшают его качество. Содержание оксида натрия в коксах не должно превышать 0,01 — 0,06%, так как повышенное его содержание вызывает резкое увеличение окисляемости и осыпаемости анодной массы.

Одним из ключевых показателей качества кокса могут служить их объемно-структурные характеристики. Они могут выражаться через объемную (кажущуюся) плотность зерен, а также через насыпную плотность прокаленного кокса той или иной фракции. Объемно-структурный анализ позволяет сразу же выделить коксы с плотной структурой, пригодной для анодного производства, и не допустить легкие, пористые коксы с низкими физическими свойствами.

1.2.2 Основное сырье для производства технического кремния

Для промышленного производства кремния используются кремнеземсодержащее сырье и углеродистые восстановители. Рудное сырье характеризуется высоким содержанием основного вещества и низким содержанием шлакообразующих компонентов, вследствие чего электроплавка кремния является практически бесшлаковым процессом. В качестве руды для производства кремния могут использоваться кварц, кварциты и кварцевые пески. Наибольшее распространение получили кварциты, как наиболее доступное, технологичное и относительно дешевое сырье. В качестве углеродных восстановителей используют древесный уголь, низкозольный каменный уголь и каменноугольный концентрат, нефтяной кокс и древесную щепу. Имеется опыт использования в качестве восстановителя полукокса — продукта полукоксования каменных углей, а также других углеродсодержащих материалов, например, карбида кремния и брикетов на основе отсева древесного угля и коксовой мелочи.

К качеству сырья предъявляются требования по содержанию определяющих примесей, реакционной способности, гранулометрическому составу, удельному электрическому сопротивлению. Особенно резко возросли требования к качеству кварцитов в связи с ростом спроса на кремний чистых марок, что вызвало необходимость не только сортировки, но и обогащения рудного сырья на месте добычи. На современных крупных карьерах установлены дробильно-сортировочные фабрики, на которых добытый кварцит предварительно дробится на куски необходимого гранулометрического состава, затем подвергается промывке и разделению по крупности на ситах. Использование дробленого до необходимой фракции и отмытого на месте добычи кварцита имеет ряд экономических преимуществ, выражающихся в снижении транспортных расходов, повышении сортности товарного продукта и снижении удельного расхода кварцита.

1.2.2.1 Кремнезем содержащие материалы

Рудными компонентом шихты при производстве технического кремния служат горные породы с высоким содержанием кремнезема. Самыми распространенными минералами в земной коре являются кварц и кварциты. Известно множество крупных месторождений кремнезема высокой чистоты, представляющих большой интерес для электрометаллургии кремния. Кремнезем (SiO2) является однокомпонентной системой, характеризующейся сложным полиморфизмом. Полиморфные превращения кремнезема при повышении температуры могут быть представлены в виде схемы:

Главными полиморфными модификациями кремнезема являются кварц, тридимит и кристобалит. Кварц в виде \alpha - \text{формы} имеет широкое распространение в природе, как составная часть горных пород, так и в самостоятельном виде. Разновидностями кварца являются горный хрусталь и его разновидности — жильный кварц, аметист, топаз, кварциты и кварцевые пески.

Особое значение для кремниевого производства имеют кремнеземистые, т.е. сцементированные кремнеземом песчаники, называемые кварцитами, обладающие достаточной чистотой для производства технического кремния. Состав примесей в основном определяется оксидами железа, алюминия и кальция. В зависимости от необходимой чистоты в производстве кремния может использоваться кварцит с содержанием кремнезема от 97,0 до 99,6%.

Кварциты и кварц добываются в основном открытым способом и технологические линии на различных карьерах практически не отличаются. Ниже представлена технологическая линия на примере рудника Черемшанского. Разрыхление вскрышных пород и полезного ископаемого производится с помощью буровзрывных работ. Из забоя кварцитовое сырье (руда) отгружается экскаваторами и перевозится карьерными автосамосвалами для его последующей переработки на дробильно-сортировочную линию (ДСЛ) (рисунок 1.3).

Рисунок 1.3 — Дробильно-сортировочная линия (ДСЛ)

Кусковой кварцит крупностью до 750 мм из карьера самосвалами подается в приемный бункер. Днищем бункера служит пластинчатый питатель, который транспортирует материал в щековую дробилку. Дробленый материал поступает на конвейер, которым доставляется на инерционный грохот, где производится разделение поступающего на ленточный конвейер материала на фракции: -20 +0 мм; -120 +20 мм; +120 мм.

После переработки кусковой кварцит фракции +20 мм -120 мм отгружается в железнодорожные вагоны для отправки потребителям, -20 + 0 мм — в отвал или на продажу не для производства кремния. Содержание мелких фракций -20 + 0 мм кварцита вызывает неравномерность распределения восходящих из нижних горизонтов шахты печи газовых потоков по горизонтальному сечению колошника, приводит к спеканию и зависанию шихты. В результате способность колошниковой зоны препятствовать выносу за пределы печи пылевидных продуктов, образующихся при конденсации SiO(г), резко снижается, что влечет за собой увеличение расхода электроэнергии и снижение извлечения кремния.

Куски размером +120 направляются на вторичную переработку. Фракционный состав кварцита может отличаться от указанного в зависимости от мощности печи и свойств восстановителей (рисунок 1.4).

Схема движения кварцитового сырья.

Рисунок 1.4 — Схема движения кварцитового сырья.

Для производства кремния используются кварциты Черемшанского рудника, Глуховского карьера кварцитов, кварца для выпуска чистого кремния и низкосортного кварцита для выпуска нерафинированного кремния других месторождений.

Кварцит Черемшанского месторождения поставляется по техническим условиям. Физико-химические характеристики поставляемого кварцита кускового Черемшанского месторождения должны соответствовать требованиям, приведенным в таблице 1.2.

Таблица 1.2

Физико-химические характеристики кускового кварцита Черемшанского месторождения

Содержание основного вещества (SiO2), % не менее

Содержание примесей, % масс

Fe2O3

Al2O3

TiO2

КВ0

99,800

0,04

0,14

0,006

КВ1

99,700

0,07

0,16

0,008

КВ2

99,500

0,10

0,18

0,010

КВ3

99,300

0,15

0,20

0,012

КВ4

99,000

0,20

0,22

0,014

КВС

95,000

не регламентируется

не регламентируется

не регламентируется

Физико-химические характеристики поставляемого низкосортного кварцита кускового должны соответствовать требованиям, приведенным в таблице 1.4.

Таблица 1.4

Физико-химические характеристики кварцита кускового

Поставляемый кварц молочно-белый фракции 40 — 90 мм. Физико-химические характеристики поставляемого кварцита кускового должны соответствовать требованиям, приведенным в таблице 1.5.

Таблица 1.5

Физико-химические характеристики кварцита кускового

Кварцит Глуховского карьера Банического месторождения, поставляемый как кварцит кусковой для использования в процессах руднотермической плавки (Баничи), соответствует техническим условиям. Физико-химические характеристики поставляемого кварцита кускового должны соответствовать требованиям, приведенным в таблице 1.6.

Таблица 1.6

Физико-химические характеристики кварцита кускового

Углеродные восстановители

Производство технического кремния осуществляется методом карботермического восстановления из кремнезема. В качестве восстановителя используют углерод, обладающий большим, чем кремний, химическим сродством к кислороду при высоких температурах. Пригодность углеродсодержащих материалов к плавке в качестве восстановителей определяется совокупностью требований к его физико-химическим свойствам. Жесткие требования технологии восстановления и требования, предъявляемые к качеству технического кремния, определили требования к свойствам восстановителей:

• высокая реакционная способность, определяющая степень и скорость восстановления кремния, извлечение кремния из кремнезема, снижение расхода электроэнергии;
• низкая зольность, которая определяет уровень перехода в кремний вредных примесей, основными из которых являются Fe, Al, Ca, Ti, P, B и другие и влияет на сортность кремния;
• высокая термоустойчивость восстановителя, который должен работать в рудновосстановительной печи при температуре около 2500 °C и обеспечивать полное протекание химического процесса восстановления;
• механическая прочность восстановителя, исключающая переизмельчение восстановителя при шихтоподготовке и на колошнике электропечи, сгорание на колошнике и вынос мелочи с отходящими газами;
• высокая пористость и удельная поверхность, обеспечивающие высокую газопроницаемость для обеспечения полноты восстановления кремния из газообразного SiO2.
• оптимальный гранулометрический состав восстановителя в шихте в смеси с кварцитом, обеспечивающий равномерный выход реакционных газов и продуктов реакции с минимальным выносом мелочи и пыли и препятствующий образованию свищей, одного из главных источников потерь и ухудшения технологических показателей;
• высокое удельное электрическое сопротивление, обеспечивающее малую шихтовую проводимость тока и, как следствие, концентрацию очага тепловыделения электрической дугой и улучшение условий восстановления кремния;
• оптимальное содержание летучих, способствующих образованию дополнительной пористости, увеличению общей дополнительной поверхности и минимальное содержание смолистых веществ, вызывающих спекание шихты на колошнике и ухудшение ее схода;
• малая склонность к графитации, приводящей к увеличению электропроводности шихтового слоя и снижению реакционной способности восстановителя.

К основным примесным элементам в золе углеродных восстановителей относятся: оксиды кремния, алюминия, кальция, магния, железа и др. Сера содержится в коксах и углях в основном в виде сульфидной и органической. В небольших количествах в коксе имеется сульфатная и элементарная сера. Максимальное содержание серы имеет нефтяной кокс, в некоторых сортах которого содержание серы превышает 5%. В восстановителях для выплавки кремния содержание серы не лимитируется, так как последняя в процессе электроплавки практически полностью удаляется в виде летучих соединений.

Фосфор в восстановителях находится в виде неорганических соединений и является вредной и трудноудаляемой примесью. Поэтому желательно использовать малофосфористые восстановители при плавке кремния.

Древесный уголь

Древесный уголь (ДУ) — самый активный и достаточно чистый по содержанию примесей восстановитель. Однако ДУ не обладает всей совокупностью вышеперечисленных свойств и является самым дорогим из всех известных восстановителей.

Древесный уголь — продукт пиролиза древесины — термостоек в условиях плавки и достаточно прочен, чтобы выдержать механические нагрузки в ванне печи, истирающий эффект, осадку и давление реакционных газов. Наибольшие потери древесного угля происходят при перегрузках, шихтоподготовке, грохочении, перемещении на транспортерных лентах засыпки и выгрузки шихты из бункеров.

Мелкий уголь снижает газопроницаемость шихты, выгорает на колошнике, а также уносится газами печи в виде пыли. Древесный уголь должен быть черного цвета как с поверхности, так и в изломе, плотным и крепким, в изломе и поперек волокон — блестящим и без сплошных сетчатых трещин. Уголь не должен содержать необугленных кусков (недопал). Размер кусков древесного угля, идущего на производство, обычно колеблется в пределах от 5 до 60 мм. Древесный уголь должен содержать не более 6% влаги и не менее 78% нелетучего углерода, содержание золы не должно превышать 3%. На практике приходится использовать валовый ДУ, характеризующийся значительным колебанием физико-химических свойств. Эти колебания обусловлены несовершенством технологии получения, хранения и транспортировке ДУ.

Древесина, пораженная гнилью, идущая на производство древесного угля, снижает выход готового продукта. Уголь при этом получается мелкий, непрочный и легко крошится, превращаясь в угольную мелочь и пыль.

Содержание золы в обескоренном угле ниже, чем в угле, полученном из древесины с корой. В таблице 1.7 представлены данные по содержанию золы в древесном угле в зависимости от породы дерева.

Таблица 1.7

Содержание золы в древесном угле и коре разных пород дерева

Древесный уголь из мягких пород, например, из сосновой древесины, весьма непрочен и легко рассыпается. Состав золы древесных углей, полученных из различной древесины, существенно отличаются. Пиролиз древесины — это процесс химического разложения древесины за счет воздействия одной тепловой энергии, без доступа кислорода. Режим пиролиза определяющим образом влияет на выход и состав продуктов, но при прочих равных условиях выход зависит от породы перерабатываемой древесины и части дерева, подверженной пиролизу.

В промышленном производстве выход угля часто бывает заметно меньше, чем расчетный. Самые распространенные причины — это попадание кислорода воздуха в аппарат, вследствие чего происходит выгорание части угля, а также особенности режима и потери при перегрузках, исключение из баланса отсеянной и сожженной на своем производстве угольной пыли. Качественным считается для большинства направлений потребления уголь, прокалка которого завершена при 450 — 550 °C.

Технологический процесс получения древесного угля состоит из четырех стадий:

I. окончательная сушка древесины;

II. пиролиз древесины с образованием древесного угля и парогазовой смеси;

III. прокалка древесного угля;

IV. охлаждение древесного угля.

Древесный уголь является наилучшим восстановителем по многим показателям. Однако он имеет и ряд недостатков, таких, как высокая стоимость, низкая механическая прочность и высокое содержание фосфора. Эти недостатки обусловливают использование в производстве древесного угля альтернативных углеродных восстановителей.

Технические требования к древесному углю марок A и B по ГОСТ 7657-84 представлены в таблице 1.8.

Таблица 1.8

Технические требования к древесному углю

При транспортировке допускается увеличение массовой доли угля фракций размером менее 12 мм и 25 мм не более чем на 0.8% на каждые 100 км пути.

Нефтяной кокс

Нефтяной кокс низкозольный из всех восстановителей, имеет низкую стоимость углерода и высокое содержание твердого углерода. Этот нефтепродукт вводится в состав шихты для снижения себестоимости производства и снижения содержания примесей в кремнии. Нефтяной кокс представляет собой продукт термической обработки тяжелых остатков, образующихся при перегонке нефти Его усредненный состав в %: твердый углерод — 86 — 93, зола — 0,1 — 0,6, летучие — 8 - 12. Нефтяной кокс получают коксованием тяжелых крекинговых остатков нефти при температуре 450 — 500 °C.

Вследствие низкого содержания золы по сравнению с древесным углем нефтяной кокс имеет повышенную плотность и механическую прочность, однако обладает рядом худших показателей, таких, как меньшие пористость, удельная поверхность и удельное электрическое сопротивление, ограничивающих его использование в больших количествах. При производстве кремния используется нефтяной кокс с низким содержанием серы, которая способствует развитию коррозии металлических конструкций газоочистной установки и элементов конструкции печи, а также снижает извлечение кремния, переводя его в газовую фазу в виде SiS2. На предприятиях используется нефтяной кокс, имеющий в своем составе не более 3% серы.

В кремниевом производстве применяется кокс нефтяной анодный. Физико-химические характеристики кокса нефтяного представлены в таблице 1.9.

Таблица 1.9

Физико-химические характеристики кокса нефтяного

Таблица 1.10

Физико-химические характеристики угля марок Д и ДГ

Физико-химические характеристики поставляемого концентрата каменного угля, поставляемого по спецификации ТС № КК.02.2019, должны соответствовать требованиям, приведенным в таблице 1.11.

Таблица 1.11

Физико-химические характеристики концентрата каменного угля

Древесная щепа, изготовленная на предприятии с помощью рубительных машин из сортовой древесины, применяется в качестве разрыхляющей добавки к другим восстановителям. Состав золы древесной щепы близок к составу щепы древесного угля. Высокое содержание влаги и летучих при низком содержании углерода делает щепу восстановителем замедленного действия, который, попав на колошник печи, должен высохнуть и пиролизоваться. На этом этапе щепа выполняет роль рыхлителя тяжелых компонентов, выделяет большое количество паров воды и летучих, снижает электропроводность шихты.

Электроды

В производстве технического кремния используются обожженные угольные, углеграфитовые или графитированные моноэлектроды диаметром 1205 мм. Печи работают с применением графитированных электродов с графитированными ниппелями диаметром 710 мм.

Требования к моноэлектродам диаметром 1205 мм представлены в таблице 1.12.

Таблица 1.12

Физико-механические показатели графитированных электродов диаметром 710 мм и ниппелей к ним представлены в таблице 1.13.

Таблица 1.13

Физико-механические показатели качества графитированных электродов диаметром 710 мм и ниппелей к ним

Для вскрытия летки и прожига леточного канала используются графитированные электроды диаметром 100 мм.

Физико-механические показатели графитированных электродов диаметром 75/100 мм представлены в таблице 1.14.

Таблица 1.14

Физико-механические показатели качества графитированных электродов диаметром 75/100 мм

1.3 Анализ приоритетных проблем отрасли

1.3.1 Анализ приоритетных проблем при производстве алюминия

Промышленное производство алюминия в России началось в начале 30-х годов XX века. Для организации промышленного производства алюминия требовались сырье и дешевая электроэнергия. В то время в России было известно лишь Тихвинское месторождение бокситов. В 1928 — 1930 гг. в Санкт-Петербурге были проведены исследования по отработке технологии переработки этих бокситов на глинозем и выбору оптимальной конструкции электролизера для первых алюминиевых заводов. Результаты этих работ были заложены в основу для проектирования Волховского алюминиевого завода.

Важнейшее значение для организации отечественного производства алюминия имело принятие и реализация плана ГОЭЛРО (Государственная электрификация России), что позволило обеспечить строящиеся заводы дешевой электроэнергией. В 1931 году образован Всесоюзный алюминиево-магниевый институт (ВАМИ), а в последующие годы — Всероссийский институт легких сплавов (ВИЛС).

Первая промышленная партия алюминия была получена на Волховском алюминиевом заводе 14 мая 1932 года. Этот день считается днем рождения алюминиевой промышленности России.

С открытием крупнейшего в мире месторождения апатито-нефелиновых руд на Кольском полуострове встал вопрос об использовании нефелинов в качестве сырья для получения глинозема. В начале 50-х годов XX века в глиноземном цехе Волховского алюминиевого завода была успешно решена проблема получения из нефелинового концентрата глинозема, соды, поташа и портландцемента.

Строительство алюминиевых и глиноземных заводов в России определялось близостью к дешевой электроэнергии, сырьевой базе и источникам водопотребления.

В 1931 году на Урале были открыты месторождения бокситов, в совокупности образующих Северо-Уральский бокситовый район, который в дальнейшем стал сырьевой базой алюминиевой промышленности Урала. В 1939 году состоялся пуск Уральского алюминиевого завода мощностью 70 тыс. т глинозема и 25 тыс. т алюминия.

В годы Великой Отечественной войны для обеспечения возросших потребностей оборонной промышленности было принято решение об увеличении мощностей по производству алюминия на Уральском заводе, а также о строительстве Богословского и Новокузнецкого алюминиевых заводов.

В послевоенный период алюминиевая промышленность России продолжала интенсивно развиваться за счет ввода новых и расширения действующих мощностей.

В 1950-е годы введены в эксплуатацию Кандалакшский, Надвоицкий и Волгоградский алюминиевые заводы, а также Пикалевский глиноземный завод — комплексное предприятие по переработке кольских нефелиновых концентратов.

В 1960 — 1970-е годы были построены Иркутский, Красноярский и Братский алюминиевые заводы, а также Ачинский глиноземный комбинат.

В 1985 году был введен в эксплуатацию Саяногорский алюминиевый завод, а в 2006-м — его вторая очередь, Хакасский алюминиевый завод (ХАЗ). В 2015 году ХАЗ реорганизован и присоединен к Саяногорскому алюминиевому заводу.

Таким образом, большая часть предприятий алюминиевой промышленности Российской Федерации эксплуатируются более 30 лет.

Многие из алюминиевых и глиноземных заводов стали бюджетообразующими предприятиями: Волховский, Кандалакшский, Богословский, Надвоицкий, Саяногорский и Иркутский алюминиевые заводы, Пикалевский и Ачинский глиноземные заводы.

В мире основным сырьем для производства алюминия служат бокситы, содержащие от 32 до 60% глинозема (Al2O3). К важным алюминиевым рудам относят также алуниты и нефелины.

По мировым меркам Россия обладает незначительными запасами промышленных бокситов — около 400 млн т, что составляет менее 0,7% мировых запасов. При этом большинство отечественных месторождений в значительной степени выработаны. Кроме того, российские месторождения содержат в основном не бокситы, а нефелины, а они — более худшее сырье для производства глинозема, чем бокситы.

Крупнейший производитель алюминий-содержащего сырья в России — Северо-Уральские бокситовые рудники. Они до последнего времени обеспечивали Россию лучшим сырьем при достаточно высоком уровне добычи. Основные запасы рудников находятся в районе г. Североуральска (Свердловская область) на глубине более полукилометра. В настоящее время старые шахты практически выработаны. Бокситы добываются с глубины 700 — 800 м и имеют очень высокую себестоимость. В 2015 году был осуществлен ввод в эксплуатацию новой шахты «Черемуховская Глубокая» глубиной более полутора километров.

Одним из решений задачи обеспечения ресурсами российских производителей алюминия является разработка новых отечественных месторождений. Наиболее перспективным на сегодняшний день является Средне-Тиманское месторождение низкокачественных бокситов в Республике Коми. Общие запасы на Тимане, по различным оценкам, составляют от 260 до 360 млн т. Одним из достоинств месторождения является то, что его разработку можно вести открытым способом, а это снижает себестоимость добычи на 15 — 20% по сравнению с шахтными разработками. Главным препятствием для освоения месторождения является полное отсутствие инфраструктуры. Однако разработка одного Средне-Тиманского месторождения не решит проблему обеспечения отечественным глиноземом всех российских производителей. В ближайшее время импорт бокситов и глинозема неизбежен, что делает алюминиевую промышленность Российской Федерации, зависимой от зарубежных поставщиков.

Производство алюминия в криолит-глиноземном расплаве сопровождается выделением ряда ЗВ 1 — 4 классов опасности: фтористых соединений, диоксида серы, пыли, смолистых веществ. Количество образования ЗВ зависит от применяемых исходных сырьевых материалов, технологии и условий протекания процесса электролиза. Поиск путей снижения образования и обезвреживания ЗВ является одной из основных задач алюминиевой отрасли.

Одним из основных сырьевых компонентов в производстве алюминия является нефтяной кокс — продукт нефтеперерабатывающей промышленности, использующийся для производства анодов электролизеров. Спрос на нефтяной кокс, пригодный для изготовления анодов, постоянно растет. Повышение мировых показателей содержания серы и металлов в коксе затрудняет производство анодов с сохранением требуемых показателей качества. Значительное количество производимого в мире зеленого кокса, характеризующегося допустимым содержанием примесей, является очень мелким и отличается высокими показателями содержания летучих горючих веществ. Этот кокс не может подвергаться прокалке во вращающихся печах, использующихся при прокалке на алюминиевых заводах Российской Федерации, поскольку применение данной технологии приводит к снижению производительности, качества прокаленного кокса и потерям при прокаливании. Кроме ухудшающейся сырьевой базы сырого кокса, отечественная промышленность испытывает недостаток прокалочных мощностей, что также ставит предприятия отрасли в зависимость от зарубежных поставщиков прокаленного кокса и влияет на качество производимых анодов.

Повышение содержания серы в коксах влечет за собой его увеличение в анодах алюминиевого производства, что приводит к увеличению эмиссий диоксида серы на отечественных заводах. При использовании газоочистных аппаратов для улавливания диоксида серы (мокрых скрубберов, пенных аппаратов) неизбежно повышение расхода соды на его улавливание, и, как следствие, увеличение количества улавливаемого SO2 влечет за собой повышение количества сульфатов и растворов газоочистки, подлежащих выводу на шламовые поля.

Утилизация отходов производства — одно из важнейших направлений отрасли. Основными крупнотоннажными отходами производства глинозема и алюминия являются красный и нефелиновый шлам, отходы катодной футеровки электролизеров. В России многие годы практикуется в основном прямое использование отработанной угольной футеровки в черной металлургии: при производстве стали в мартеновских печах, конвертерах и электропечах.

К настоящему времени разработано более 300 способов переработки отработанной угольной футеровки. Большинство из них не получило промышленного развития главным образом по причине их низкой экономической эффективности.

Производственными отходами глиноземных заводов являются отвальные шламы (красные или нефелиновые), представляющие собой твердый остаток бокситов или нефелинов после извлечения из них глинозема. Нефелиновые шламы в алюминиевой промышленности Российской Федерации являются наиболее крупной составляющей в суммарной массе образуемых ее предприятиями промышленных отходов. Технологией комплексной переработки нефелинового сырья предусматривается его использование как основного компонента шихты для производства цементного клинкера, что существенно сокращает себестоимость не только глинозема, но и цемента.

Растущие цены на электроэнергию, недоступность собственного сырья, а также ужесточение экологических норм приводят к остановке или закрытию алюминиевых заводов не только в Западной Европе, но и в Российской Федерации. Поскольку алюминиевая промышленность является источником выделения в атмосферу ЗВ, особенно актуальными в настоящее время являются вопросы обеспечения экологической безопасности производства алюминия. В связи с этим в алюминиевой отрасли встает вопрос не только о применении наиболее экономически малозатратных технологий получения алюминия, но и технологий, которые отвечали бы современным требованиям по охране окружающей среды.

Таким образом, современная тенденция развития алюминиевой отрасли — поиск и внедрение высокоэффективных технологий производства алюминия с обеспечением экологической безопасности.

1.3.2 Анализ приоритетных проблем при производстве кремния

На территории бывшего СССР кремний был впервые получен на Днепровском алюминиевом заводе в 1938 году. В заводских условиях для плавки технического кремния были опробованы кварциты различных месторождений и выполнена оценка пригодности некоторых углеродистых восстановителей — древесного угля, нефтяного и пекового коксов, торфяного кокса и других. Были найдены оптимальные объемные соотношения восстановителя и кварцита, разработана в промышленных масштабах технология получения кристаллического кремния технической чистоты. На этом же заводе впервые опробован непрерывный выпуск кремния из печей — способ, который в годы Великой Отечественной войны был окончательно освоен на Уральском алюминиевом заводе.

Производство электротермического получения кремния — энергоемкий процесс.

В связи с этим основные мощности производства кремния технической чистоты расположены вблизи районов, обладающих относительно дешевыми топливно-энергетическими ресурсами.

Необходимость оптимизации производства технического кремния связана с ростом потребности в нем многих отраслей отечественной промышленности. Повышение требований к качеству продукции, интенсификация технологических процессов, переход к ресурсосберегающему, экологически чистому производству неразрывно требуют внедрения научных достижений в практику.

Основные тенденции научно-технического прогресса направлены на значительное уменьшение веса машин и металлоконструкций, повышение их долговечности за счет применения алюминиево-кремниевых сплавов, создание новейших приборов высокой надежности на базе кремниевой полупроводниковой техники. Разработка новых видов композиционных органических полимерных материалов на основе кремнийорганических соединений с уникальными свойствами привела в последние годы к резкому увеличению производства и потребления кремния.

В области производства технического кремния РФ имеет богатый научно-технический потенциал, обеспечивающий технологические показатели по расходу сырья и электроэнергии на уровне лучших зарубежных технологий.

В то же время развитие производства кремния сдерживается рядом факторов, в том числе:

• качеством рудного сырья, дефицитом и высокой стоимостью углеродистых восстановителей;
• несовершенством существующих систем подготовки сырья, недостаточно высоким уровнем как самой технологии, так используемого оборудования, в том числе и газоочистного;
• отсутствием в ВУЗах кафедр со специализацией по производству кремния.

Медленно внедряются имеющиеся отечественные и передовые зарубежные разработки, позволяющие обеспечить требования технологии к сырью по таким параметрам, как реакционная способность, механическая прочность, термостойкость, удельное электрическое сопротивление и другие. Однако резервы дальнейшего повышения технической, экономической и экологической эффективности производства имеются.

Интенсификация электротермического производства кремния возможна за счет повышения извлечения целевого компонента и снижения расхода энергии и сырья, при использовании новых видов шихтовых материалов и композиций из них, обладающих улучшенными технологическими характеристиками.

Одним из них является метод окускования мелкодисперсного сырья. Практическая реализация технологии выплавки кремния с применением агломерированной шихты позволит расширить сырьевую базу производства и решить ряд экологических проблем благодаря возможности использования кварцевых песков, утилизации дисперсных кремнезем- и углеродсодержащих вторичных материалов, и брикетирования коксовой мелочи после обогащения.

Необходимо проведение исследований по поиску оптимальных составов шихты и физико-химических характеристик составляющих шихту компонентов. Одна из основных задач совершенствования технологического процесса получения кремния заключается в организации условий, обеспечивающих оптимальные режимы процессов газификации кремнезема. Данные режимы в основном определяются возможностью более полного использования газообразного монооксида кремния в реакциях образования и разрушения карбида кремния, а также максимальной скоростью разрушения SiC(т) с образованием элементарного кремния в высокотемпературной реакционной зоне электропечи.

Проблемой улучшения технологии электротермического производства кремния является низкое извлечение полезного компонента, обусловленное повышенными потерями кремния, выносимого из печи потоком отходящих газов. Решение экологических проблем достигается за счет увеличения эффективности ГОУ, применения современных аппаратов газоочистки, аспирационных систем, повышением качества, производимого микрокремнезема для гарантированной его реализации потребителям вместо утилизации на ПБО.

Древесный уголь — высококачественный углеродистый восстановитель. Имеется тенденция к снижению его применения в электротермических процессах — не только по причине высокой стоимости, но и по экологическим аспектам его производства (вырубка лесов, проблема утилизации вторичных продуктов пиролиза). Однако в настоящее время полностью исключить из технологического процесса древесный уголь на предприятиях Компании не представляется возможным до решения вопроса создания надежной сырьевой базы углеродистых материалов.

Ведутся разработки по внедрению в металлургию кремния таких углеродистых восстановителей, как буроугольный кокс, реакционная способность которого соизмерима с реакционной способности древесного угля.

Перспективно окускование (брикетирование, агломерация или окомкование) смесей мелкозернистых кремнеземсодержащего и углеродистого материалов. Исследования показывают, что организация передела по получению окускованной шихты в составе электротермических цехов поможет решить не только сырьевую проблему за счет вовлечения в производство дешевого техногенного сырья, но и позволит интенсифицировать процесс карботермического восстановления кремния, снизить удельные расходы сырья и электроэнергии, поднять извлечение кремния и, как следствие, снизить выбросы загрязняющих веществ в атмосферу.

Таким образом, современная тенденция развития производства технического кремния — это поиск и внедрение высокоэффективных технологий с одновременным обеспечением безопасности окружающей среды.

Раздел 2. Описание технологических процессов, применяемых в алюминиевой промышленности

2.1 Производство глинозема

Способы производства глинозема из различных видов сырья (минералов), содержащего алюминий, основаны на получении алюминатных растворов и их свойстве самопроизвольно разлагаться при снижении температуры и концентрации на гидроксид алюминия и щелочь. Прокаливая гидроксид алюминия при температуре 1000 — 1200 °C, получают глинозем.

Наиболее широкое применение в промышленности нашел разработанный К. Байером щелочной гидрохимический способ, с помощью которого, как правило, перерабатывают лишь высокосортные бокситы с малым содержанием кремнезема — бокситы с кремниевым модулем (соотношение Al2O3 и SiO2 по массе) выше 6.

Полученный этим способом глинозем, как правило, имеет минимальную себестоимость по сравнению с глиноземом, произведенным другими известными способами. По этой причине традиционно около 70 — 90% глинозема во всем мире получают по способу Байера.

Бокситы представляют собой смесь минералов гидраргиллита (гиббсита) (Al2O3·3H2O), диаспора или бемита (разновидности Al2O3·H2O) с каолинитом, кварцем, минералами железа (лимонитом, гематитом, сидеритом, пиритом), титана (ильменитом, рутилом), а также с пустыми породами. Обогащение их позволяет улучшить показатели химического и металлургического переделов.

Операция обогащения бокситового концентрата не является повсеместно распространенной — ее применяют в зависимости от конкретных условий месторождения и условий переработки руды на глиноземном заводе. Бокситы различных месторождений отличаются по своим основным характеристикам и вследствие этого технология их переработки также различна. Гвианские бокситы, обычно на месте добычи промывают и сушат, а затем отправляют на глиноземные заводы.

Качество боксита и способ его переработки определяются так называемым кремниевым модулем — отношением содержания оксида алюминия к оксиду кремния

MSi = Al2O3 (%)/SiO2 (%), (₂.1)

В общем случае, если \mu Si \geq 6 - 8 , то данный боксит перерабатывается по способу Байера. Если \mu Si<6 - 8 , то боксит перерабатывается по способу Байер-спекания.

Следует отметить, что кремниевый модуль — это не единственная характеристика, которая принимается во внимание при выборе решения о способе переработки боксита в глинозем. Очень большое значение имеет содержание оксидов железа. Качество боксита также определяется содержанием карбонатов CO2), наличием соединений серы, цинка, органических и других соединений.

В тех случаях, когда кремниевый модуль в боксите ниже 5 единиц, для получения глинозема обычно применяют способ спекания или комбинированный способ — сочетание способа Байера со способом спекания.

После подготовки сырья в технологии по способу Байера (дробление и размол боксита) осуществляют его обработку щелочно-алюминатным раствором — процесс выщелачивания, в результате которого из боксита извлекается оксид алюминия, переходящий в раствор с концентрацией Al2O3 110 — 165 г/л.

Рисунок 2.1 — Байеровский цикл производства глинозема из бокситов

Технологические параметры способа Байера (температуры, концентрации растворов и т.д.) могут колебаться в относительно большом диапазоне, в зависимости от типа и качества боксита.

Гиббситовые (гидраргиллитовые) бокситы вскрываются (оксид алюминия переходит в раствор) при относительно низких температурах в мешалках-выщелачивателях без избыточного давления. Использование бемитовых и диаспоровых бокситов требует значительно более высоких температур и избыточного давления (при малых температурах оксид алюминия очень медленно переходит в раствор). Процесс выщелачивания проводится в автоклавах или трубчатых выщелачивателях при избыточном давлении до 10 MPa и температурах до 280 °C.

Далее после разбавления водой производят разделение алюминатного раствора и шлама (осадка) в сгустителях-отстойниках, а алюминатный раствор после фильтрации подвергают декомпозиции (выкручивание) в декомпозерах, в ходе чего гидрат оксида алюминия выпадает в осадок. Далее следует в сгустителях происходит отделение кристаллов гидрата оксида алюминия от раствора, сушка и прокаливание (кальцинация) в печах кальцинации.

Побочным продуктом производства глинозема является так называемый красный шлам — все то, что остается от бокситовой руды, когда гидроксид алюминия переходит в раствор и отделяется. Обычно завод производит столько же красного шлама, сколько и глинозема. Красный шлам содержит примеси оксидов металлов и представляет собой одну из самых важных проблем с утилизацией при производстве алюминия. Красный цвет вызван присутствием оксида железа, составляющего до 60% массы красного шлама [Лайнер, 4 — 7]. Также в нем содержится заметное количество оксида кремния, невыщелоченного остаточного глинозема и оксида титана.

Утилизация красного шлама представляет большую проблему. Красный шлам занимает площадь, которая не пригодна ни для строительства, ни для сельского хозяйства. Как отход процесса Байера, красный шлам отличается высокой щелочностью с pH от 10 до 13. Для понижения щелочности с целью уменьшения вреда окружающей среде применяются разные методы. Ведутся исследования возможных применений красного шлама. Еще в 1887 году Байер понимал проблему этого отхода и предполагал, что красный шлам можно будет использовать в металлургии черных металлов и в качестве красителя. Работы по использованию красного шлама ведутся много лет, однако проблема ждет решения. Практически все заводы, применяющие технологическую схему производства глинозема по способу Байера, сбрасывают красный шлам в отвал.

Планируемый к строительству глиноземный завод в Ленинградской области будет работать на привозном сырье — африканских бокситах. Переработка бокситов в глинозем будет осуществляться по способу Байера.

Способ Байера — самый экономичный, но его применение ограничивается качеством и количеством боксита, способ Байер-спекания является наиболее затратным, но более универсальным и пригоден для любого вида сырья.

В комбинированном щелочном способе производства глинозема способ Байера дополняют способом спекания. Способ спекания основан на термической обработке смеси алюмосиликатной руды с известняком с целью перевода практически всего оксида алюминия из сырья в растворимую форму в спеке (алюминат натрия) и связывании диоксида кремния сырья в нерастворимую форму (двукальциевый силикат).

Практика показала, что щелочной способ спекания может применяться даже для таких руд, в которых содержание диоксида кремния выше 40% (каолины, глины, золы и другое алюмосиликатное сырье). Однако следует знать, что с увеличением содержания оксида кремния в руде многократно увеличиваются удельные грузопотоки по переделам, уменьшается производительность оборудования по глинозему, ухудшаются все технико-экономические показатели процесса и себестоимость глинозема повышается.

Следует отметить, что организация на глиноземном предприятии производства по принципу комбинированного Байер-спекания позволяет более гибко реагировать на изменение кремниевого модуля и примесного состава бокситов, что дает возможность обеспечивать сохранение технико-экономических показателей производства при временном изменении сырья

На Ачинском глиноземном комбинате и Пикалевском глиноземной заводе («Базэл Цемент Пикалево») перерабатывается нефелиновое сырье. Технология производства глинозема, основанная на спекании нефелина с известняком (рисунок 2.2, таблица 2.1), предусматривает комплексную переработку сырья — на глинозем, соду и цемент.

Рисунок 2.2 — Схема производства глинозема способом спекания нефелинов

Шлам, получаемый при выщелачивании спека (нефелиновый шлам), используют для получения цементного клинкера.

Богословский и Уральский алюминиевые заводы перерабатывают отечественные байеровские и спекательные бокситы. Производство глинозема осуществляется по комбинированному способу — параллельная схема Байер-спекания (рисунок 2.3). По способу Байера получают около 80 — 90% глинозема, остальное — по технологии спекания. Ветвь спекания состоит из отделений приготовления шихты (дополнительного к ветви Байера), спекания, размола, выщелачивания спека и отделения алюминатного раствора от осадка шлама. Получаемый в этой ветви алюминатный раствор объединяется с алюминатным раствором из ветви Байера, а усредненный раствор поступает на последующую переработку, включая стадию прокалки гидроксида алюминия в печах кальцинации (таблица 2.1 и таблица 2.2).

Рисунок 2.3 — Схема производства глинозема способом Байер-спекания

Таблица 2.1

Основные этапы производства глинозема способом спекания нефелинов

Таблица 2.2

Основные этапы производства глинозема способом Байер-спекания

Назначение, описание, технологические характеристики основного и природоохранного оборудования, используемого в процессе производства глинозема, приведены в таблицах 2.3 и 2.4.

Таблица 2.3

Основное оборудование

Таблица 2.4

Природоохранное оборудование

2.2 Производство анодов и анодной массы

В зависимости от типа используемого электролизера в качестве анодных материалов используется анодная масса или предварительно обожженные аноды.

Анодные материалы являются одним из ключевых элементов в технологии электролитического производства алюминия. Угольные аноды или анодную массу для выплавки первичного алюминия, как правило, производят на том же алюминиевом заводе, что и сам металл. Хотя в некоторых случаях их могут производить на отдельных анодных фабриках.

Сырьем для производства анодной массы и анодов служат каменноугольный пек (связующий материал) и нефтяной кокс с низким содержанием зольных примесей (наполнитель). Современное анодное хозяйство представляет собой крупное производство с разветвленной транспортно-технологической схемой и автоматизированной системой управления технологическими процессами.

2.2.1 Производство анодной массы

Общая схема технологического процесса производства анодной массы представлена на рисунке 2.4, а процесс производства описан ниже. Исходный сырой кокс поступает на склад предприятия и по транспортной системе подается на первичное дробление. Далее через систему питания кокс подается в прокалочный агрегат, после которого по системе транспорта прокаленный кокс поступает в бункер запаса. Некоторые предприятия, не имея в своем составе прокалочных печей, осуществляют закупку уже прокаленного кокса. Из бункера прокаленного кокса кокс поступает на сушку, затем на дробление и рассев, после чего полученные сортовые фракции прокаленного кокса подогреваются и направляются в смеситель, где происходит смешение кокса с пеком.

Рисунок 2.4 — Схема технологического процесса производства анодной массы

Пек поступает на предприятие в жидком и (или) твердом виде и после подготовки с помощью дозатора и пекового насоса подается в смеситель. После смесителя через орошаемый водой конвейер и систему транспорта охлажденные брикеты анодной массы поступают на склад готовой продукции.

Количество и качество связующего пека является фактором, определяющим выделение в атмосферу ЗВ. Улавливаемая в системах аспирации и пылеочистки пыль от переделов производства анодной массы возвращается в производство.

Изложенные принципы производства анодной массы не меняются уже много десятилетий. Однако аппаратурное оформление, качество оборудования и принципы управления технологическим процессом постоянно совершенствуются.

В таблице 2.5 представлено описание основных этапов технологического процесса получения анодной массы. Назначение и технологические характеристики основного и природоохранного оборудования, используемого в процессе производства анодной массы, приведены в таблицах 2.6 и 2.7.

Таблица 2.5

Основные этапы технологического процесса получения анодной массы

Таблица 2.6

Основное оборудование

Таблица 2.7

Природоохранное оборудование

Производство анодной массы является подчиненным к производству алюминия и осуществляется практически на всех алюминиевых заводах, применяющих технологию электролиза с самообжигающимися анодами (Содерберга).

2.2.2 Производство анодов

Процесс производства анодов в части дробления, измельчения и смешивания сырьевых материалов идентичен производству анодной массы, за исключением использования отходов обожженных анодов (огарки), которые вместе с коксом проходят стадии дробления и рассева. Затем из смешанного материала формируются «зеленые» аноды и после охлаждения поступают на склад «зеленых» анодов. Со склада «зеленые» аноды по системе конвейеров направляются в печи обжига. Обжиг осуществляется в многокамерных кольцевых печах открытого типа с подвижной зоной «огня». Печь обжига состоит из блока вертикальных камер, соединенных между собой простенками для последовательного прохода дымовых газов из одной камеры в другую. Эти простенки делят камеры на кассеты, в которые загружаются анодные блоки. Продвижение огня производится путем переноса рампы с горелки, дутьевых и отсасывающих труб вдоль печи на одну камеру в соответствии с заданным темпом обжига. В качестве топлива используется мазут. Обожженные анодные блоки по конвейеру поступают на сборку в анодно-монтажное отделение (АМО), которое включает в себя отделение демонтажа и монтажа анодов. При монтаже обожженных анодов осуществляются заливка ниппельных гнезд чугуном, подготовка анододержателя и, как правило, покрытие поверхности анодного блока защитным слоем от интенсивного выгорания поверхностного слоя. При демонтаже огарков анодов в АМО осуществляются их зачистка от электролита, отделение от анододержателя и его зачистка, дробление огарка в дробилках для транспортировки его в заготовительное отделение. Схема технологического процесса производства обожженных анодов с этапа смешения сырьевых материалов представлена на рисунке 2.5.

Рисунок 2.5 — Схема отдельных этапов технологического процесса производства обожженных анодов

В технологическом процессе образуется некоторое количество брака «зеленых» анодов и анодной массы, которые после дробления возвращаются обратно в смеситель. При производстве анодов на специальных установках газоочистки с помощью глинозема из паров абсорбируются смолистые вещества, фториды из анодных огарков. Улавливаемая в системах аспирации и пылеочистки коксовая пыль от переделов производства анодов возвращается в производство.

В таблице 2.8 приведены основные технологические этапы производства обожженных анодов. Краткое описание основного и природоохранного оборудования представлено в таблицах 2.9 и 2.10.

Таблица 2.8

Основные этапы производства обожженных анодов

Таблица 2.9

Основное оборудование

Таблица 2.10

Природоохранное оборудование

Рассмотренный технологический процесс производства обожженных анодов реализуется преимущественно на заводах, целиком оборудованных электролизерами с предварительно обожженными анодами.

2.3 Производство первичного алюминия

Алюминий производится путем электролитического восстановления оксида алюминия (глинозема), растворенного в расплавленном электролите (криолите) при температуре приблизительно 960 °C. В состав электролизера входят углеродный катод, изолированный огнеупорными кирпичами по внутренней поверхности прямоугольного стального кожуха, и углеродные аноды, прикрепленные к электропроводящей анодной балке и погружаемые в раствор. Электролизеры соединены последовательно и образуют серию электролизеров. Постоянный ток подается с анодов через электролит и слой металла на катод, а затем — по комплекту проводников, известных как «ошиновка», на следующий электролизер.

Жидкий алюминий оседает на катоде электролизера. Расплавленный металл периодически извлекается из электролизеров спецковшами и передается в литейное отделение для получения товарной продукции. В процессе электролиза кислород из глинозема реагирует с углеродным анодом и образует диоксид углерода и монооксид углерода. Таким образом, в ходе этого процесса происходит непрерывный расход углеродных анодов.

Основным сырьем для получения алюминия служат: глинозем, фтористые соли (криолит, фтористый алюминий) и обожженные аноды или анодная масса.

Схемы производства алюминия в электролизерах с обожженными анодами, в электролизерах с боковым и верхним токоподводами представлены на рисунках 2.6 - 2.8.

Рисунок 2.6 — Блок-схема производства первичного алюминия в электролизерах с ОА

Рисунок 2.7 — Блок-схема производства первичного алюминия в электролизерах с боковым токоподводом

Рисунок 2.8 — Блок-схема производства первичного алюминия в электролизерах с верхним токоподводом

В таблицах 2.11 и 2.12 приведена информация о технологическом процессе электролиза и применяемом оборудовании.

Таблица 2.11

Описание технологического процесса электролиза

Таблица 2.12

Основное технологическое оборудование процесса электролиза

В таблице 2.13 приведено основное природоохранное оборудование процесса электролиза и его характеристики.

Таблица 2.13

Природоохранное оборудование процесса электролиза

2.3.1 Виды электролизеров и технологий электролиза

Промышленное получение алюминия как в России, так и во всем мире осуществляется в электролизерах, различающихся по конструкции и единичной мощности. В настоящее время применяются следующие технологии электролиза:

• технология производства алюминия на электролизерах с предварительно обожженными анодами (технология электролиза ОА);
• технология производства алюминия на электролизерах с самообжигающимися анодами (или электролизеры Содерберга).

Электролизеры с самообжигающимися анодами различаются также по принципу подвода тока к аноду, с боковым и верхним токоподводом (технологии электролиза БТ и ВТ соответственно).

На электролизерах ВТ токоподводящие штыри устанавливают вертикально на высоту, обеспечивающую их запекание при опускании анодного массива. При достижении нижним концом штыря расстояния от подошвы анода, определяемого безопасным ведением процесса (минимальное расстояние от штыря до подошвы анода — не менее 20 см), штырь раскручивается и извлекается из тела анода.

Катодное устройство электролизера ВТ состоит из стального кожуха, футерованного внутри угольными подовыми блоками и боковыми плитами, огнеупорными и теплоизоляционными материалами. В нижнюю часть подовых блоков перед их установкой в электролизер заливают чугуном стальные стержни — блюмсы, служащие для отвода тока от подины. Швы между подовыми блоками и периферийный шов набивают подовой массой.

Анодное устройство электролизера ВТ состоит из угольного анода, помещенного в стальной кожух, анодной шины и анодных штырей, служащих для подвески анода и подвода тока. В нижней части анодного кожуха по его периметру на специальном поясе подвешен газосборный колокол, собранный из чугунных литых секций. Колокол подвешивается на уголок (пояс) анодного кожуха и служит газосборником, собирающим из-под анода смесь газов. На рисунке 2.9 представлена конструкция электролизера ВТ.

Рисунок 2.9 — Электролизер ВТ: 1 — катодные угольные блоки; 2 — анодный массив; 3 — анодный токоведущий штырь; 4 — колокольный газосборник; 5 — горелочное устройство; 6 — анодный кожух; 7 — анодная шина

На электролизерах ВТ анодные газы эвакуируются с помощью системы колокольного газосборника и горелочного устройства. Колокольный газосборник, собранный из чугунных секций, крепится к пояску анодного кожуха и герметизируется в нижней части засыпкой глинозема. Анодные газы собираются под газосборником и под избыточным давлением поступают в горелочные устройства (для дожигания оксида углерода и смолистых веществ).

Разработкой новой конструкции электролизеров ВТ является проект «Создание экологически приемлемой и конкурентоспособной технологии электролиза с анодом Содерберг» (проект «ЭкоСодерберг»). Проект «ЭкоСодерберг» включил практически весь комплекс работ, связанных с производством алюминия, а именно:

• технологию и оборудование по производству анодной массы;
• технологию изготовления и конструкцию катодного узла;
• технологию анода и электролиза с современной автоматизированной системой управления системой;
• комплекс мероприятий по дожигу и удалению газов от электролизера;
• автоматизированные системы по транспортировке и питанию электролизера сырьем;
• механизмы, устройства и инструменты, исключающие или снижающие долю ручного труда в обслуживании электролизера.

К новым техническим и технологическим решениям конструкции электролизера «ЭкоСодерберг» относятся:

• устройство электролизеров С-8БМ(Э) и С-8Б(Э) с новым безгорелочным газосборным колоколом и новой системой газоудаления;
• новый технологический инструмент, средства механизации, новые технологические практики для обслуживания данных электролизеров;
• технология производства и использования анодной массы с низким содержанием связующего.

На рисунке 2.10 представлена система газоудаления электролизера «ЭкоСодерберг».

Рисунок 2.10 — Система газоудаления электролизера «ЭкоСодерберг»: 1 — газосборный колокол электролизера; 2 — сборные купола системы газоудаления; 3 — трубопроводы системы удаления газов; 4 — продувка системы удаления газов

На электролизерах БТ конструкция катодного устройства схожа с конструкцией стандартного (рядового) электролизера ВТ.

Анодное устройство электролизера БТ состоит из стальной анодной рамы, которая с помощью стальных канатов и системы полиспасов подвешивается на металлоконструкции. По мере сгорания анода и его опускания для поддержания установленного межэлектродного расстояния одновременно с ним опускается анодная рама. Токоведущими являются два нижних ряда штырей. Они подключаются к анодной ошиновке с помощью медных или (чаще) алюминиевых спусков. Стальные токоведущие анодные штыри забиваются под определенным углом в боковые поверхности анодного массива в верхних зонах, где еще не прошли процессы спекания анода, и по мере сгорания анода перемещаются вместе с анодом в нижние, более горячие зоны, где спекаются со скоксовавшимся массивом и при достижении определенных температур воспринимают токовую нагрузку. Когда становится вероятным выход нижнего конца штыря из тела анода и контакт с электролитом, штырь извлекается из тела анода и забивается в верхний горизонт. Электролизеры БТ снабжены укрытием для сбора вредных веществ, выделяющихся при электролизе. Укрытие монтируется на каркасе и имеет вверху газосборный колпак и шторы (навивные, створчатые и др.), закрывающие боковые стороны электролизера.

По-разному осуществляется и эвакуация анодных газов, образующихся в процессе электролиза на электролизерах разных типов. На электролизерах БТ все устройство, ограниченное коркой электролита и боковыми поверхностями анода, перекрыто шторными укрытиями. Анодные газы, содержащие горючий оксид углерода, выделяются через специально устраиваемые отверстия в корке электролита «огоньки». При этом горючие компоненты анодного газа сгорают, а продукты горения удаляются с отсасываемой от электролизера газовоздушной смесью.

На рисунке 2.11 представлена конструкция электролизера БТ.

Рисунок 2.11 — Электролизер БТ: 1 — катодные угольные блоки; 2 — анодный массив; 3 — анодный токоведущий штырь; 4 — анодная шина; 5 — механизм подъема штор; 6 — механизм перемещения анода; 7 — шторное укрытие; 8 — патрубок отсоса газов

Электролизеры ОА отличаются от рассмотренных выше электролизеров ВТ и БТ конструкцией анодного устройства. Обычно электролизеры ОА имеют многоблочный анодный массив. Число анодных блоков зависит от их размеров.

Анодами служат формированные и прессованные угольные блоки, обожженные в печах при конечной температуре 1100 — 1200 °C. После обжига анодов в них монтируются анододержатели, в комплекте с которыми они поставляются в корпус электролиза. Аноды присоединяются к анодным шинам с помощью анододержателей, алюминиевая штанга которых прижимается специальным зажимом к шине, а стальная (ниппели) закрепляется в ниппельных гнездах блока с помощью чугунной заливки. Для перемещения анодного массива на электролизере имеется подъемный механизм.

Укрытие электролизера ОА предназначено для сбора и удаления образующихся вредных веществ. Газы направляются на улавливание ценных компонентов и регенерацию фторсолей. На рисунке 2.12 представлена конструкция электролизера ОА.

Рисунок 2.12 — Электролизер ОА: 1 — анодная шина; 2 — катодное устройство; 3 — ОА; 4 — анодные штанги; 5 — анодная рама; 6 — створки укрытия

2.4 Литейное производство

Основное назначение литейных цехов алюминиевых заводов — прием алюминия-сырца из корпусов электролиза, его переработка и выпуск товарной продукции.

Литейные отделения входят в состав всех действующих алюминиевых заводов и выпускают алюминиевые чушки разных типоразмеров, плоские, Т-образные и цилиндрические слитки, катанку, алюминиевые сплавы разных марок.

Схема технологического процесса производства алюминиевой продукции предусматривает определенную последовательность. Жидкий алюминий-сырец из корпусов электролиза поступает в литейный цех в специальных ковшах и заливается в миксеры, где происходит приготовление расплава. Для доведения расплава в миксере до заданного химического состава проводятся операции флюсования, отстоя и снятия шлака. Затем металл поступает в раздаточный миксер, из которого проводится разливка расплава на литейную машину для литья соответствующего вида алюминиевой продукции. Готовая к отгрузке потребителям алюминиевая продукция накапливается на складах, где формируются транспортные партии.

Основное технологическое оборудование, используемое при получении алюминиевой продукции, и его описание приведено в таблицах 2.14 - 2.15.

Таблица 2.14

Описание технологического процесса

Таблица 2.15

Основное оборудование

2.5 Производство технического кремния

Подготовка сырья

Кварцит поступает в склады сырья по железной дороге в полувагонах. Подача полувагонов в склад и их маневр осуществляются с помощью тепловоза. Рабочие отделения подготовки производства с посадочного мостового крана открывают люки полувагонов, и кварцит разгружается в приемные траншеи склада. Закрытие люков полувагонов производится с помощью тельфера, установленного на площадке посадочного крана. Кварцит из приемных траншей грейферным краном перегружается в закром для хранения кварцита.

Кварцит из закрома с помощью грейферного крана подается на решетку бункера кварцита склада сырья с ячейкой 200x200 мм. Из бункера сырья кварцит питателем подается на грохот ГИЛ-32, где класс -20 мм подается на площадку складирования отсевов, а классы от +20 до +100 мм поступают в сортовые бункера кварцита. В зависимости от вида используемого кварцита класс крупности может изменяться. Для улавливания металлических предметов над ленточным конвейером установлен магнитный сепаратор.

Нефтяной кокс поступает на склад сырья в полувагонах. Разгрузка производится подобно разгрузке кварцита в приемные траншеи для выгрузки нефтяного кокса. Нефтяной кокс из приемных траншей грейферным краном перегружается в закром для хранения. Нефтяной кокс из закрома грейферным краном подается на решетку бункера восстановителя склада сырья с ячейкой 200x200 мм. Нефтяной кокс подвергается дроблению и грохочению до класса 5 — 20 мм и по транспортной системе подается в сортовые бункера, класс -5 мм подается в бункер отсева, откуда происходит реализация потребителю. Размер кусков вводимого в шихту нефтяного кокса — от 5 до 20 мм. С целью достижения оптимального электросопротивления и реакционной способности подготовленный для введения в шихту нефтяной кокс должен содержать:

• основного класса (фракции) 5 — 16 мм не менее 85%;
• основного класса (фракции) 16 — 20 мм не более 15%;
• фракции -5 мм допускается не более 5%;
• наличие фракции +20 мм не допускается.

При отсутствии реализации отсева нефтяного кокса допускается введение его в шихту, минуя стадию грохочения.

Древесный уголь поступает в склад сырья на автотранспорте, в крытых вагонах и полувагонах по железной дороге. Древесный уголь из железнодорожных вагонов разгружается с помощью пневморазгрузчиков. Уголь из приемных траншей грейферным краном перегружается в отсек для хранения. Древесный уголь, поступивший на предприятие в автотранспорте, разгружается в складе сырья в отсек или в сортовые бункера.

Древесный уголь при длительном хранении в контакте с кислородом воздуха способен окисляться, и выделяющееся при этом тепло может привести к самовозгоранию древесного угля. Поэтому установлена следующая схема хранения и переработки древесного угля: разгруженный на складах сырья древесный уголь хранится в отсеке объемом не более 500 м3 в течение 7 суток, далее осуществляется равномерная подача в производство. При обнаружении очага самовозгорания древесного угля необходимо действовать в соответствии с ПЛА.

Древесный уголь транспортируется по той же технологической линии, что и нефтяной кокс, но дроблению не подвергается.

Каменный уголь поступает в склады сырья в полувагонах. Разгрузка производится подобно разгрузке кварцита в предназначенные для каменного угля траншеи. Каменный уголь из приемных траншей грейферным краном перегружается в отсек для хранения.

Каменный уголь перерабатывается по той же технологической линии, что и нефтяной кокс. При подготовке к производству каменный уголь подвергается дроблению и рассеву. Каменный уголь класса 5 — 25 мм по транспортной системе подается в сортовые бункера, класс -5 мм подается в бункер отсева (или на открытую площадку), откуда происходит реализация потребителю.

Древесина технологическая поступает на Центральный склад в полувагонах и автотранспортом. С Центрального склада балансы консольно-козловым краном, оборудованным грейфером леса, подаются на разобщитель бревен. С разобщителя бревен балансы подаются толкателем на питатель рубительной машины UTC-1000-2N. Щепа конвейерным транспортом загружается в сортовые бункера дозировочного отделения. Размеры вводимой в шихту щепы — 20x80x60 мм, менее 20 мм допускается не более 5%.

Разгрузка и размещение электродов диаметром 1205 мм осуществляется на специальных подставках. Хранят электроды в упакованном виде на Центральном складе.

Расчет шихтовых материалов

Расчет шихтовых материалов ведется на одну навеску шихты, кварцита 450 кг. Для расчетов принят коэффициент пересчета кварцита, равный 0.4, показывающий, что для восстановления 1 кг кварцита требуется 0.4 кг твердого углерода. Теоретический расчет навески ведем при избытке твердого углерода — 110%. Содержание твердого углерода в восстановителях рассчитывается по формуле:

C = \frac{(100 - W) - (A + V)}{100} ,

где: W — содержание влаги, %

A — содержание золы, %

V — содержание летучих веществ, %

Содержание твердого углерода в восстановителях принято:

• в древесном угле — 0.7 ед.;
• в колумбийском каменном угле — 0.55 ед.;
• в казахском каменном угле — 0.48 ед.;
• в каменном угле ш. Листвяжная — 0.53 ед.;
• в буром угле — 0.34 ед.;
• в нефтяном коксе — 0.86 ед.;
• в щепе — 0.1 ед.

Соотношение компонентов восстановителей в навеске шихты устанавливает и изменяет главный металлург, руководствуясь планом производства.

Пример расчета:

Кварцит 450 кг x 0,4 = 180 (кг углерода — 100% избытка); в пересчете

расчет восстановителей с избытком 110% углерод — 198 кг.

Установлена навеска:

• количество каменного угля в навеске — 7,2 (кг углерода), в пересчете = 15 кг;
• количество колумбийского каменного угля — 112,75 (кг углерода), в пересчете = 205 кг;
• количество нефтяного кокса — 25,8 (кг углерода), в пересчете = 30 кг;
• количество древесного угля в навеске — 35 (кг углерода), в пересчете = 50 кг;
• количество щепы в навеске — 17,25 (кг углерода), в пересчете = 172,5 кг.

Избыток твердого углерода в навеске:

C_{\text{тв}} = \frac{0,7 \times \text{др}.\text{уголь} + 0,86 \times \text{н}.\text{кокс} + 0,55 \times \text{к}.\text{уголь} + 0,1 \times \text{щепа}}{0,4 \times \text{кварцит}} , %.

Дозирование шихтовых материалов

В дозировочных отделениях электротермических отделений применены два принципа автоматизированного дозирования шихты: порционный и непрерывный.

В линии порционного дозирования установлены порционные дозаторы, сборный ленточный конвейер и шибер. Линия непрерывного дозирования состоит из ленточных дозаторов дискретного действия и также сборного ленточного конвейера и шибера.

Работа дозировочных линий должна регулироваться так, чтобы обеспечивалось заданное соотношение компонентов шихты и каждый последующий материал, по движению ленты сборного конвейера, накладывался на предыдущий, по всей его длине. В виде «слоеного пирога» шихта поступает в главный корпус, где реверсивными конвейерами распределяется по печным бункерам.

Контроль точности работы весовых дозаторов обеспечивается периодическими контрольными взвешивания стандартными грузами 1 раз в неделю и показаниями весового бункера в соответствии с регламентом по выполнению контрольного взвешивания. Результаты контроля фиксируются в журнале проверки весодозаторов.

Контроль над правильностью эксплуатации и работой весовых дозаторов осуществляется службой КИПиА, слесарем дозировочного отделения и старшим мастером ЭТО. Служба КИПиА и слесари дозировочного отделения обязаны ежесуточно проверять работу дозаторов и принимать срочные меры по устранению обнаруженных недостатков.

При обнаружении отклонений в работе дозаторов немедленно вызывается специалист службы КИПиА. За точность взвешивания и состав шихты несет ответственность шихтовщик. Он же ведет учет расхода шихты, поступающей за смену на печи. На основании данных шихтовщика старший плавильщик регистрирует в печном журнале расход шихтовых материалов.

Восстановление кремния в печи и ведение плавки

Технический кремний выплавляется в руднотермических дуговых печах при непрерывной загрузке шихтовых материалов и периодических выпусках металла и шлака. Обслуживающий персонал ведет периодическую обработку колошника, постоянное наблюдение за работой печи, ее оборудованием, механизмами, показаниями контрольно-измерительных приборов и принимает своевременные меры по устранению причин, нарушающих ход печи.

Кремний, образовавшийся в нижних горизонтах ванны печи, в расплавленном состоянии собирается на подине ванны печи и по мере накопления выпускается в ковш или изложницу.

Нормальный ход печи характеризуется следующими признаками:

• равномерное выделение газов по всей поверхности колошника печи, отсутствие потемневших спекшихся участков, отсутствие местных выделений газов («свищей»);
• равномерный сход шихты по всей активной поверхности колошника и по конусам вокруг электродов, отсутствие провалов в центре печи, соответствие количества загружаемой шихты расходу электроэнергии. В центр ванны печи загружается 25 — 35% всей загруженной в печь шихты;
• устойчивая и глубокая посадка электродов;
• ровная, без значительных отклонений от заданной, электрическая нагрузка на электродах;
• регулярный выход небольшого количества шлака (3 — 7% от количества выпускаемого кремния);
• равномерный по выпускам выход кремния; в конце выпуска из летки должно выбиваться пламя светло-желтого цвета.

Нормальный ход печи зависит от:

• физико-химического, гранулометрического состава, качества подготовки и дозирования шихтового материала;
• качества (правильности и своевременности) загрузки шихты в печь и ее обработки на колошнике печи;
• электрического режима;
• режима работы электродов;
• состояния летки;
• качества обслуживания печной установки персоналом.

Загрузка шихты в печь

Загрузка шихты на колошник печи производится равномерно, небольшими порциями, с таким расчетом, чтобы уровень колошника оставался постоянным. Вокруг каждого электрода поддерживается конус шихты. Конусное расположение шихты вокруг электродов увеличивает сопротивление выходу газов около электродов, предотвращает сужение тигля, создает условия для сохранения тепла и равномерного выделения газов по всей активной поверхности колошника. Высота конусов должна быть 400 — 500 мм от верхнего среза ванны печи.

При вращении ванны необходимо проводить избирательный подход к обработке, учитывая, что при набегании ванны на электрод в кольцевом зазоре тигля возникают зона спекания и зона хорошего схода шихты с противоположной стороны.

Загрузка шихты должна производиться через труботечки, корректирующих добавок — завалочной машиной. Количество загруженной шихты должно соответствовать расходу электроэнергии 1 тыс. кВтч на 190 — 200 кг кварцита. Загрузка шихты в печь должна производиться равномерно небольшими порциями по 200 — 220 кг или объем 0,7x0,7x0,7 м с каждой труботечки. Для улучшения работы печи, обеспечения равномерной газопроницаемости, улучшения схода шихты, устранения свищей производится обработка колошника опиковочной машиной. Обработка колошника должна производиться опиковочной машиной путем выполнения поступательных, прокалывающих конус шихты движений жердью. Прокалывание шихты осуществляется от основания конуса к электроду с равномерным подгребанием шихты в круговую к телу электрода. Обработка колошника должна производиться с периодичностью не менее четырех раз в час.

Благодаря такой обработке спекшаяся шихта разрыхляется на мелкие куски, не разрывая колошника, хорошо заполняя шахту тигля. Необходимо помнить, что самой большой долей потерь является потеря тепла с отходящими газами 20 \div 22\% и, кроме этого, выносится в виде моноокиси 20 \div 30\% кремния. В случае избытка или недостатка углерода в шихте производится отдача корректирующей навески шихты на колошник печи («тяжелой» — с повышенным содержанием кварцита, «легкой» восстановителя). Все корректирующие добавки, подаваемые в печь, отражаются в печном журнале с указанием времени отдачи корректировки и места отдачи.

Режим работы электродов

Для обеспечения надлежащего хода технологического процесса необходимо обеспечить равномерность перепуска электродов и их оптимально устойчивое погружение в тиглях. Длина рабочих концов электродов должна составлять 2500 — 3200 мм (от нижнего обреза контактных щек до нижнего конца электрода) при нижнем положении концевого выключателя маневра. Для поддержания постоянной длины электрода по мере его сгорания производится перепуск. Перепуск электродов производится старшим плавильщиком печи (звеньевым) лично с соблюдением следующих требований:

• расход активной электроэнергии между перепусками должен составлять 35 — 45 МВтч при величине перепуска 50 мм;
• положение электрододержателя должно быть не выше среднего между концевыми выключателями маневра;
• напряжение на перепускаемом электроде должно составлять не менее 100 В;

Для избегания термических напряжений величина разового перепуска должна составлять 25 — 50 мм.

Замер рабочего конца электродов производится на нормально работающей печи по указанию старшего мастера, при отключении на ППР и при продолжительном расстройстве печи. Расчет длины рабочего конца осуществляется на основании предыдущего замера, величины перепуска и съема электроэнергии. При необходимости произвести увеличение длины электродов, задание на форсированный перепуск дает старший мастер.

Перед отключением печи на планово-предупредительный ремонт перепуск электродов и снижение мощности производятся только в соответствии с графиком, выданным старшим мастером ЭТО.

В исключительных случаях при длинных электродах или глубоком закварцевании печи делается обратный перепуск электродов. Разрешение на обратный перепуск выдает директор по производству. Обратный перепуск производится только при закрытом вентиле подачи воды в систему гидроприжима контактных щек под непосредственным руководством мастера смены.

Выпуск кремния

Выпуск кремния производится периодически или непрерывно в ковш с последующим рафинированием и разливкой в изложницы. Летка печи должна иметь правильную (круглую) форму и разделываться до диаметра 120 — 180 мм с тем, чтобы обеспечить полный выход кремния, шлака и иметь минимальные тепловые потери. Вскрытие летки производится электрической дугой, горящей между графитированным электродом ( Ø 100 мм) прожигового аппарата и сводом летки. В начале выпуска отверстие делается небольшим с целью избегания бурного выхода кремния. Во время выпуска и особенно в конце его для обеспечения выхода шлака и кремния летка шуруется деревянной сухой жердью. Если канал летки шлакуется, выход кремния и шлака затруднен, то летка прогревается электрической дугой прожигового устройства. В конце выпуска леточный канал очищается от шлака и застывшего кремния с применением аппарата для прожига летки.

Закрытие летки производится при помощи конусов (брикетов) и шариков из глины. Леточный канал должен быть закрыт на глубину не менее 200 — 300 мм за границей сводика, при закрытии используется трамбовка длиной 4 — 6 м. Запрещается перекрывать леточный канал на уровне сводика. Лоток сливного желоба меняется не реже одного раза в сутки, а также при необходимости в случае зашлакования, разрушения или установки сводика. В случае значительного увеличения диаметра летки (250 — 300 мм), а также нарушения внутренней поверхности угольной футеровки леточного канала, необходимо: разжечь летку, удалить из летки шлак, закрыть ее конусом из электродной массы и набить летку электродной массой. На следующем выпуске летка прожигается до нормальных размеров. Восстановление футеровки леточного узла производится при установке сводика не реже одного раза в 12 — 15 дней в присутствии бригадира печи. Замена коренного блока проводится для устранения подсоса воздуха и восстановления угольной футеровки леточного узла во время планово-предупредительного ремонта печи.

Перед вводом ковшей в эксплуатацию необходимо произвести разогрев и обжиг футеровки. Обжиг футеровки и разогрев ковша ведется с помощью топливной горелки в течение 5 — 7 часов. После прогрева до температуры футеровки 1000 — 1100 °C, что соответствует температуре кожуха ковша на расстоянии 20 — 50 мм ниже бандажа в 250 — 350 °C, ковш готов к работе.

Прогретый ковш ставится на самоходную тележку, присоединяется рукав для подачи сжатого воздуха и закрывается крышкой. Включается подача сжатого воздуха, и с помощью приборов контроля устанавливается расход воздуха 20 — 30 нм3/час.

Тележка с ковшом устанавливается под летку и производится выпуск кремния. Непосредственно перед открытием летки и выпуском расплава в ковш увеличивается расход подаваемого для рафинирования сжатого воздуха до 30 — 60 нм3/час.

Для предотвращения переливания кремния через носок ковша при выкатывании тележки с ковшом, наполненным жидким кремнием, следует выдерживать уровень кремния не более 200 мм до желоба сливного носика ковша.

Плавильщик обязан после разливки кремния и очистки ковша от шлака, а также приемки и сдачи смены, производить осмотр ковша на наличие неисправности, разрушения футеровки и при обнаружении ставить в известность мастера. Мастер смены принимает решение о возможности дальнейшей эксплуатации разливочного ковша.

В начале, середине и в конце набора ковша старший горновой в специальный графитовый тигель отбирает пробу расплава для экспресс-анализа содержания примесей в расплаве в текущей плавке.

Нормальная продолжительность набора ковша составляет от 1 до 3,3 ч.

Рафинирование кремния

В процессе выплавки кремния окислы Al2O3, CaO и другие, содержащиеся в виде примесей в основном сырье и восстановителях, восстанавливаются не полностью. Оставшиеся невосстановленными окислы алюминия и кальция образуют с кремнеземом шлаки, которые запутываются в кремнии как в виде отдельных крупных скоплений, так и в виде мелких включений.

Рафинирование кремния в основном проводится для снижения содержания алюминия и кальция путем окисления их кислородом, содержащимся в сжатом воздухе, пропущенном через расплав:

2Al + 1,5O2 = Al₂O3

Ca + 0,5O2 = CaO.

Выделенное тепло обеспечивает повышение температуры расплава в ковше. Кислород, введенный в расплав через пробку в виде кислорода или сжатого воздуха, очень быстро и эффективно окисляет кремний и создает над пробкой пористый наконечник («гриб»). Наличие данного «гриба» необходимо для предотвращения прямого контакта пробки со шлаком.

Поскольку температура плавления шлака составляет 1450 °C, выше температуры плавления кремния 1414 °C, и плотность шлака 2,8 г/см3, что выше плотности кремния 2,518 т/м3, в жидком состоянии мелкодисперсные частицы шлака постепенно коагулируют в более крупные и, имея несколько большую плотность, оседают на дно ковша.

Для более полного отделения шлака от расплава кремния добиваются следующего состава шлака:

69% SiO2 — 18% Al2O3 — 13% CaO

Во время рафинирования возникают трудности из-за всплытия шлака, при котором очень трудно избежать его перемешивания с расплавом кремния во время разливки, из-за чего в кремнии появляются шлаковые включения. Целенаправленная подача песка перед разливкой позволяет коагулировать мелкие капли шлака на зернах песка, которые из-за большей плотности, чем расплав кремния, соединяются с донным шлаком.

В настоящее время в практике очистки кремния от примесей кальция используется способ продувки расплава окислительным газом через донную продувочную пробку (фурму) (рисунок 2.13):

Рисунок 2.13 — Донная продувочная пробка (фурма)

Пористые продувочные пробки с каналами прямоугольного сечения позволяют обеспечить проход через пробку определенное и контролируемое количество газа, что обеспечивает автоматизацию процесса рафинирования кремния.

Для рафинирования кремния используется сжатый воздух с давлением 5 — 6 кг/см2.

В ходе процесса рафинирования из-за протекающих в расплаве кремния экзотермических реакций окисления в ковше происходит увеличение температуры расплава. Для контроля температуры расплава в процессе заполнения и отстоя на рафинировании производится замер температуры кремния через сливной носок с помощью погружной термопары при уровне расплава не менее 400 — 500 мм от верхнего среза кожуха ковша. Показания результатов измерений записываются в карту рафинирования.

Оптимальная температура расплава в ковше при рафинировании составляет 1550 +/- 20 °C, более высокая температура приводит к повышенному износу огнеупорной футеровки и повышает риск прогара ковша. Для снижения температуры расплава кремния в ковш загружается кусковой кремний, а также кварцевый песок порциями по 3 — 7 кг и общим количеством 20 — 80 кг.

При зашлаковании подины ковша для размывания и разжижения шлаков, отложившихся на подине и стенках ковша, перед выпуском в ковш производится загрузка известняка в количестве 20 — 40 кг. Мастер смены на основании информации, полученной от старшего горнового о состоянии зашлакованности ковша и анализов рафинированного кремния, определяет количество известняка для загрузки в ковш и дает распоряжение о загрузке известняка старшему горновому. Загруженный в ковш известняк, вступая в окислительную реакцию, способен поднимать температуру расплава кремния.

Перед загрузкой в ковш кварцевый песок и известняк предварительно насыпают на крышку ковша, прогревают данные материалы в течение 15 — 20 минут и после этого постепенно, порциями по 3 — 7 кг, загружают в ковш.

После заполнения ковша расплавом кремния летку закрывают, ковш перемещают к остывочному пролету под вытяжку и продолжают рафинирование в течение 1,5 — 2 ч.

Технологическая схема рафинирования технического кремния представлена на рисунке 2.14:

Рисунок 2.14 — Технологическая схема рафинирования технического кремния

Разливка кремния

Разливка кремния из ковша осуществляется в чугунные или комбинированные изложницы. Температура кремния в ковше при разливке должна быть 1430 — 1450 °C, при более высокой температуре увеличиваются жидкотекучесть шлака и его плохое отделение от жидкого кремния во время разливки при прочих равных условиях.

Крюком мостового крана ковш зацепляется за траверсу ковша и перемещается к линии разливки кремния. Ковш разворачивается сливным носком в сторону изложниц, и кремний разливается последовательно от одной изложницы к другой.

Перед началом разливки поверхность изложниц должна быть подсыпана ровным слоем отсева толщиной 20 — 30 мм. На место падения струи укладываются куски кремния от предыдущих плавок фракцией 200 — 300 мм в количестве 3 — 4 шт.

Сразу после окончания разливки перед чисткой ковша производится очистка продувочной пробки путем резкого открытия вентиля сжатого воздуха на максимальный расход.

Очистка ковша производится в отведенном для этой операции месте. Над шлаковней ковш наклоняется носком в нижнее крайнее положение. Шлак самопроизвольно стекает из ковша в шлаковню. Остатки шлака удаляются с помощью машины для чистки ковша (МЧК). При выполнении операции по чистке ковша запрещается наносить прямые удары по носику ковша, так как из-за ударов в этом месте происходит разрушение футеровки. После очистки ковш устанавливается на тележку для транспортировки ковшей, закрывается крышкой. Застывший на сливном носке шлак удаляется с помощью отбойного молотка или лома после установки крышки.

Для сокращения потерь при разливке изложницы устанавливаются горизонтально, вплотную друг к другу. Углы изложниц, а также разрушенные места подсыпаются отсевом кремния.

Для обеспечения минимальных потерь кремния разбрызгиванием во время разливки наклон ковша производят равномерно, выдерживая высоту от сливного носка ковша до поверхности изложницы не более 150 — 300 мм.

Наличие влаги (снега) в изложницах, а также подсыпание изложниц влажными отсевами кремния категорически запрещается.

Заполнение изложниц разливаемым кремнием производится равномерно, не допуская переливов, слиток по толщине должен быть ровным не более 150 мм.

В течение разливки кремния из ковша в комбинированные изложницы плавильщики тщательно следят за тем, чтобы в разливаемый кремний не попадали посторонние примеси (куски шлака, глины, бетона от носика ковша и т.д.). При попадании посторонних примесей в разливаемый кремний их немедленно извлекают сухой деревянной жердью.

Слитки кремния, остывшие до темно-вишневого цвета, извлекаются из изложниц клещами и складируются в технологическую тару.

Характеристика товарной продукции и отходов производства кремния

Требования к техническому кремнию

Технический кремний выпускается в соответствии с техническими условиями предприятий путем восстановительной плавки кварцита (прямое карботермическое восстановление) в дуговых электропечах и внепечным рафинированием в ковшах, предназначенных для изготовления алюминиево-кремниевых сплавов, производства кремнийорганических соединений, производства полупроводникового кремния. Предельно допустимое содержание основных примесей в техническом кремнии представлены в таблице 2.16.

Таблица 2.16

Марки и химический состав кремния

По согласованию с потребителями могут лимитироваться и другие примеси, например, Ti, B, P, Ni, Mn и др. Массовые доли примесей определяются различными инструментальными методами и химическим анализом. Массовая доля кремния устанавливается, как разность между 100% и суммой определяемых примесей (Fe, Al, Ca, Ti) + 0,1% других примесей в процентах. В кремнии, предназначенном для производства алюминиево-кремниевых сплавов, допускается массовая доля алюминия до 2% с соответствующим снижением массовой доли кремния. В этом случае к обозначению марки кремния добавляется буква A, например, 553A. Кремний может изготавливаться с содержанием фосфора не более 0,003%. В этом случае к обозначению марки кремния добавляется буква P. Кремний изготовляют в виде кусков размерами от 10 до 100 мм (содержание фракции 10 — 100 мм — не менее 90% массы партии). По согласованию с потребителем кремний может изготавливаться другого гранулометрического состава. При незначительных расстояниях от кремниевого производства до цеха изготовления алюминиевых сплавов кремний может поставляться в виде расплава в смеси с алюминием.

В кремнии, предназначенном для химической промышленности, поверхность кусков кремния не должна содержать включений шлака, песка, железа от изложниц и других инородных включений. На поверхности кусков кремния, предназначенного для производства алюминиево-кремниевых сплавов различных марок, допускаются следы противопригарной засыпки, ликвационные наплывы, брызги кремния, пленки побежалости, отдельные шлаковые и другие инородные включения, которые не должны превышать 0,1% масс.

Наименование, назначение и краткое описание технологического оборудования производства технического кремния в электротермических печах приводится в таблице 2.17.

Таблица 2.17

Технологическое оборудование для производства технического кремния

карботермическим способом и сопутствующие им эмиссии

Рисунок 2.15 — Основные узлы и механизмы трехфазной рудовосстановительной печи: 1 — механизм перепуска электродов; 2 — механизм перемещения электродов; 3 — труботечка; 4 — несущий цилиндр; 5 — трансформатор; 6 — короткая сеть токоподвода; 7 — газоотвод; 8 — электрододержатель с контактными щеками; 9 — зонт; 10 — аппарат прожига летки; 11 — кожух ванны печи; 12 — футеровка ванны; 13 — поворотный механизм; 14 — привод поворотного механизма

Рисунок 2.16

1 — механизм перемещения электродов; 2 — защитные ограждения; 3 — воздухоподвод; 4 — электроды; 5 — шторы; 6 — электрододержатель; 7 — опиковочная машина; 8 — монорельс для прожига; 9 — устройство для прожига летки; 10 — защитный экран; 11 — корпус печи; 12 — система токоподвода и охлаждения; 13 — система отводов газа.

В таблице 2.19 приведена технологическая характеристика печей для выплавки технического кремния, — РКО-11.0КрИ (6 шт.) — рудовосстановительная, круглая, открытая, однофазная двухэлектродная; трехфазные — РКО — 16,5КрИ (4 шт.) и РКО — 25КрИ (2 шт.)

Таблица 2.19

Технологические характеристики печей

Таблица 2.20

Природоохранное оборудование

2.6 Основные мероприятия по снижению расхода сырья и электроэнергии

2.6.1 Мероприятия при производстве первичного алюминия

Основные пути снижения расхода глинозема — снижение потерь при транспортировке и загрузке в электролизеры и повышение его качества. От качества глинозема зависит не только сортность получаемого алюминия, но и его расход, так как глинозем содержит разное количество мелких фракций, значительная часть которых улетучивается при транспортировке и обработке ванн. Заметным резервом снижения расхода глинозема является применение пылеуборочных машин в корпусах электролиза, а также переработка пыли, собранной с кровли корпусов; однако отсутствие учета расхода по корпусам электролиза не стимулирует снижение его расхода. Применение централизованной раздачи глинозема (ЦРГ) в сочетании с автоматической подачей глинозема (АПГ) в электролизер позволит резко снизить его расход и, кроме того, стабилизируя концентрацию глинозема в электролите, снизит электросопротивление, расход электроэнергии и, как следствие, себестоимость алюминия.

К одним из важных направлений производства анодов и анодной массы следует отнести подбор наполнителя и связующего. Так, коксы с более низким содержанием серы при прокалке кокса и обжиге анодов будут выделять меньшее количество диоксида серы в атмосферу. Многие годы в электродной промышленности делаются попытки внедрить пеки, полученные на основе нефтепродуктов (тяжелых нефтяных остатков, смол пиролиза, крекинг-остатков и др.). Данные пеки имеют практически неограниченные сырьевые ресурсы для их производства и содержат низкую концентрацию смолистых веществ. Другими важными мероприятиями являются поддержание температуры электролиза на минимально допустимом уровне и недопущение протеков пека и масс в процессе эксплуатации ванны.

К основным мероприятиям, направленным на снижение расхода фторидов, следует отнести:

• повышение качества сырья;
• увеличение срока службы катодного устройства, так как значительная часть фтора теряется с отработанной угольной футеровкой электролизеров; имеется принципиальная возможность извлечения из отработанной угольной футеровки ценных компонентов (глинозема, фторидов, углерода), однако способы извлечения в настоящее время экономически неэффективны;
• снижение съема угольной пены, содержание фтора в которой достигает 29 — 31%;
• совершенствование способа корректировки электролита;
• снижение температуры электролита.

Основными путями снижения потребления электроэнергии являются:

1 Повышение выхода по току. Увеличение выхода по току на 1% вызывает снижение расхода электроэнергии ~ 150 кВт·ч/т Al, или более чем на 1%. Основным средством повышения выхода по току является внедрение автоматической системы управления технологическим процессом (АСУТП), особенно на ваннах большой мощности. Получить высокий выход по току, особенно на мощных электролизерах, невозможно без рациональной конструкции ошиновки электролизеров, обеспечивающей рациональную конфигурацию магнитного поля и снижающей негативные последствия электромагнитных сил, возникающих в расплаве, приводящих к его циркуляции и окислению наработанного алюминия;

2 Снижение до оптимальных значений рабочего напряжения, так как расход энергии прямо пропорционален его величине. Это достигается за счет минимизации потерь напряжения на всех токоведущих частях, включая и электролит, а также снижение частоты и продолжительности анодных эффектов;

3 Правильная эксплуатация приточной вентиляции и элементов аэрационных фонарей позволяет снизить расход силовой энергии, поскольку увеличение температуры ошиновки приводит к увеличению потерь энергии в ней.

Соблюдение технологической дисциплины, поддержание оптимальных параметров процессов производства также являются важными направлениями, способствующими снижению расхода сырья и электроэнергии и недопущению возможности аварийных выбросов.

2.6.2 Мероприятия при производстве кремния

Система экологического менеджмента является неотъемлемой частью общей системы управления предприятиями по производству технического кремния. В ее основе лежат следующие цели и принципы:

• идентификация и оценка значимости экологических аспектов и рисков предприятий на всех этапах производственного цикла — от закупки сырья до реализации готовой продукции;
• постановка экологических целей и показателей эффективности, разработка мероприятий и программ, направленных на улучшение экологических показателей;
• определение ответственности, процедур и ресурсов по управлению экологическими аспектами и рисками;
• определение методов проверок, мониторинга, измерения и анализа для оценки достижения результатов и оценки соответствия требованиям экологического законодательства и добровольных обязательств.

Система экологического менеджмента строится на основе международного стандарта ISO 14001.

2.7 Система экологического менеджмента

Система экологического менеджмента является неотъемлемой частью общей системы управления алюминиевыми и глиноземными предприятиями. Ее основными целями являются:

1. идентификация и оценка значимости экологических аспектов и рисков предприятий на всех этапах производственного цикла — от закупки сырья до реализации готовой продукции;

2. постановка экологических целей и показателей эффективности, разработка мероприятий и программ, направленных на улучшение экологических показателей;

3. определение ответственности, процедур и ресурсов по управлению экологическими аспектами и рисками;

4. определение методов проверок, мониторинга, измерения и анализа для оценки достижения результатов и оценке соответствия требованиям экологического законодательства и добровольных обязательств.

Система экологического менеджмента строится на основе международного стандарта ISO 14001.

2.8 Производственный экологический контроль

Производственный экологический контроль (ПЭК) осуществляется на основании Программы производственного экологического контроля.

Программа ПЭК включает следующие сведения:

1. об инвентаризации выбросов ЗВ в атмосферный воздух и их источников;

2. об инвентаризации сбросов ЗВ в окружающую среду и их источников;

3. об инвентаризации отходов производства и потребления и объектов их размещения;

4. о подразделениях и (или) должностных лицах, отвечающих за осуществление производственного экологического контроля;

5. о собственных и (или) привлекаемых испытательных лабораториях (центрах), аккредитованных в соответствии с законодательством Российской Федерации об аккредитации в национальной системе аккредитации;

6. о периодичности и методах осуществления производственного экологического контроля, местах отбора проб и методиках (методах) измерений.

Производственный экологический контроль выбросов, сбросов загрязняющих веществ производится в отношении загрязняющих веществ, характеризующих применяемые технологии и особенности производственного процесса на объекте, оказывающем негативное воздействие на окружающую среду (маркерные вещества).

При организации ПЭК учитываются рекомендации:

1. ГОСТ Р 56059-2014 Производственный экологический мониторинг. Общие положения;

2. ГОСТ Р 56061-2014 Производственный экологический контроль. Требования к программе производственного экологического контроля;

3. ГОСТ Р 56062-2014 Производственный экологический контроль. Общие положения.

Раздел 3. Текущие уровни потребления и эмиссии в окружающую среду

3.1 Производство глинозема

3.1.1 Расход сырья, материалов и электроэнергии

Расход сырья на 1 т глинозема и, как следствие, количество выбросов, сбросов и образующихся отходов зависит от применяемой технологии производства.

При этом удельные уровни потребления сырьевых материалов (топлива, воды и электроэнергии) минимальны для процесса Байера и максимальны для технологии переработки нефелинов на глинозем. Применяемый в Российской Федерации способ Байер-спекания (параллельный вариант) занимает по уровню потребления промежуточное положение. В таблице 3.1 представлены достигнутые удельные расходные показатели по сырью, потребляемому в производстве глинозема по технологиям, применяемым в Российской Федерации.

Таблица 3.1

Расход сырья, материалов и энергоресурсов

Чем выше содержание оксида алюминия в сырье (боксите, нефелине), тем ниже удельный расходный коэффициент. Для заводов в Российской Федерации, использующих параллельный способ Байер-спекания, общий расход боксита (или их смеси) зависит от доли каждой ветви в суммарной мощности предприятия по глинозему.

Удельный расход известняка (переработка спеканием) зависит от содержания кремнезема и оксида кальция в боксите (нефелине): дозировка известняка должна соответствовать молекулярному соотношению оксидов кальция и кремнезема в шихте, равному 2. В нефелиновую шихту для достижения щелочного модуля, равного 1, при необходимости может вводиться оборотный содовый раствор.

В производстве глинозема из нефелина основная часть раствора упаривается в несколько стадий до полного раздельного выделения соды и сульфата калия. Нефелиновый или белитовый шлам (после отмывки) является отходом производства глинозема из нефелинов. Технологией комплексной переработки нефелинового сырья предусматривается его использование как основного компонента шихты для производства цементного клинкера, что существенно сокращает себестоимость не только глинозема, но и цемента (таблица 3.2).

Таблица 3.2

Выход побочных продуктов

<3> В производстве глинозема из нефелинов шлам частично (до 30%) используется в производстве цемента.

Производство глинозема из нефелинов требует наиболее высоких расходов сырья и энергоресурсов. Его применение в Российской Федерации вызвано отсутствием запасов качественных отечественных бокситов и целесообразно только при наличии дешевой электроэнергии и топлива, низких транспортных расходах на перевозку сырья и готового продукта и при условии комплексного использования сырья.

3.1.2 Характеристика эмиссий

Загрязняющими веществами в производстве глинозема являются твердые вещества (технологическая пыль), щелочные пары в гидрохимических процессах, вредные газы, образующиеся при сжигании топлива, а также производственные отходы — красный (переработка бокситов) и нефелиновый (переработка нефелинов) шламы. Количество шлама напрямую зависит от качества исходного сырья. Учитывая значительные объемы шлама, вопрос его утилизации является весьма важным. Значительная доля шламов размещается на шламохранилищах. Часть объемов нефелинового шлама используется в строительной отрасли, в том числе в цементном производстве. Возможности использования нефелинового шлама ограничены локальным спросом и удаленностью мест накопления шлама от регионов, где сконцентрированы потенциальные конечные потребители. Красный шлам также имеет большой потенциал применения в строительстве. Наиболее вероятная рыночная ниша продукции из красных шламов и их свойства аналогичны нише и свойствам общераспространенных полезных ископаемых (ОРПИ). Использование в строительстве дало бы самый ощутимый эффект по уменьшению количества шлама, размещаемого в отвалах. Так как ОРПИ локально доступны во всех регионах, то востребованность продукции из красных шламов и целесообразность их транспортировки на настоящий момент очень ограничена. Другим направлением использования является экстракция из красного шлама отдельных полезных компонентов, например, скандиевых или железосодержащих. Это направление имеет свои ограничения. В случае малотоннажной продукции количество шлама на отвале не уменьшается и может возникнуть потребность в дополнительных объектах размещения отходов. В случае крупнотоннажного производства необходимо обеспечить стандарт продукции, подходящий для существующих производственных мощностей потребителей. Эти задачи на настоящий момент не решены окончательно нигде в мире. Работа над ними продолжается и в научных и в производственных организациях.

Технологическая пыль — тонкие частицы перерабатываемого сырья (боксита, нефелина, известняка) и получаемых продуктов и полупродуктов глиноземного производства (спека, извести, гидроксида алюминия и глинозема). Источники выделения ЗВ — технологические аппараты (склады), в которых осуществляется переработка, транспортировка (хранение) сырья и полупродуктов, упаковка и транспортировка продукции. Источники выбросов ЗВ — организованные (дымовые трубы, свечи) и неорганизованные (открытые склады, дороги, грузовой транспорт и др.). С целью снижения неорганизованных выбросов транспортеры и элеваторы, предназначенные для транспортировки пылящего материала, конструируются как закрытые системы. Данные по удельным выбросам в атмосферу основных ЗВ и объемам образования отходов производства глинозема приведены в таблицах 3.3 - 3.4.

Таблица 3.3

Выбросы загрязняющих веществ в атмосферу

<4> Здесь и далее — код загрязняющего вещества согласно «Перечню и кодам веществ, загрязняющих атмосферный воздух» (НИИ Атмосфера, НИИ Экологии человека и гигиены окружающей среды им. А.И. Сысина, Российский государственный медицинский университет, фирма «Интеграл»).

Окончание таблицы 3.3

<5> Здесь и далее — код загрязняющего вещества согласно «Перечню и кодам веществ, загрязняющих атмосферный воздух» (НИИ Атмосфера, НИИ Экологии человека и гигиены окружающей среды им. А.И. Сысина, Российский государственный медицинский университет, фирма «Интеграл»).

Таблица 3.4

Отходы производства

3.2 Производство анодов и анодной массы

Производство анодов и анодной массы на алюминиевых заводах, как правило, располагается на одной промплощадке с производством алюминия и служит для обеспечения собственного производства анодами и анодной массой.

Источниками выделений и выбросов ЗВ является используемое сырье — каменноугольный пек и нефтяной кокс. В таблице 3.5 представлен их расход при производстве обожженных анодов и анодной массы.

Таблица 3.5

Расход сырья при производстве анодов и анодной массы

Выделение ЗВ в производстве анодной массы начинается с процессов приемки и хранения сырья. Кокс может поступать на предприятие сырым или прокаленным. От складов и узлов перегрузки кокса в атмосферу будет поступать коксовая пыль. При сливе пека и хранении его в резервуарах будут выделяться возгоны каменноугольного пека.

В процессах дробления и размола, дозирования и смешения кокса с пеком возможно выделение коксовой пыли и возгонов каменноугольного пека. Если предприятие в качестве сырья получают сырой кокс, то при производстве анодной массы его прокаливают во вращающихся прокалочных печах. От процесса прокалки кокса в печах в атмосферу будут поступать: пыль коксовая, диоксид серы, оксиды азота, оксид углерода.

В производстве анодов пек поступает в цистернах-пековозах и размещается на складе пека в емкостях. Склады пека оборудованы приемным устройством с постами разогрева пека до температуры 180 — 220 °C и участком пекоподготовки. Выделение смолистых веществ — возгонов каменноугольного пека — происходит при сливе пека из цистерн и в период перекачки пека насосами и заполнения емкостей.

Поступающий в железнодорожных вагонах прокаленный кокс размещается на складе, оборудованном вагоноопрокидывателем, приемным устройством и силосами для хранения кокса. При перегрузке и хранении кокса в атмосферу выделяется коксовая пыль. Также ее выделение происходит в результате процессов дробления и транспортировки кокса по технологическим линиям анодного производства. В процессе смешения кокса и пека в атмосферу выделяются возгоны каменноугольного пека и коксовая пыль.

При обжиге «зеленых» анодов в печи обжига образуются оксиды азота, коксовая пыль, диоксид серы, оксид углерода, возгоны каменноугольного пека, мазутная зола (при использовании мазута в качестве топлива). При использовании в качестве сырьевого компонента огарков анодов при обжиге будет также выделяться некоторое количество фтористого водорода.

Маркерными ЗВ для производства анодов и анодной массы будут являться пыль и возгоны каменноугольного пека. При этом под маркерными веществами понимаются основные (приоритетные) ЗВ, характерные для конкретной технологии производства, по содержанию (объему или массе) которых могут быть сделаны достоверные выводы о выбросах предприятия в целом.

В процессе производства анодов и анодной массы вода практически не используется, водные ресурсы могут использоваться только для процессов охлаждения, а система водоснабжения/водоотведения представляет собой замкнутый водооборот с локальными очистными сооружениями. К основным технологическим отходам производства анодной массы и анодов относятся отработанные футеровочные материалы печей прокалки и печей обжига. Образование данных отходов зависит от срока службы печей до проведения ремонтов. На анодных производствах алюминиевых заводов данные отходы передаются на переработку сторонним организациям по производству огнеупоров или размещаются на полигонах производственных отходов.

Данные по удельным выбросам ЗВ в атмосферу и объемам образования отходов производства анодов и анодной массы приведены в таблицах 3.6 - 3.8.

Таблица 3.6

Выбросы загрязняющих веществ в атмосферу. Производство анодной массы

Таблица 3.7

Отходы производства. Производство анодов и анодной массы

Таблица 3.8

Выбросы загрязняющих веществ в атмосферу. Производство анодов

3.3 Производство первичного алюминия

3.3.1 Расход сырья, материалов и электроэнергии

Расход сырья зависит от многих факторов: типа электролизера, состояния технологии, качества сырья, транспортных потерь и т.д.

В таблице 3.9 приведена динамика усредненных расходных коэффициентов за 2010 — 2014 годы по алюминиевым заводам Российской Федерации.

Таблица 3.9

Динамика усредненных расходных коэффициентов

В таблице 3.10 приведены данные по расходу сырья, материалов и энергоресурсов для разных технологий электролиза.

Таблица 3.10

Расход сырья, материалов и энергоресурсов

Расход глинозема практически не зависит от типа электролизеров и определяется в основном транспортными потерями, потерями на перевозку от склада до электролизеров и содержанием мелких фракций, значительная часть которых теряется в виде пыли.

Расход фторидов (криолит и трифторид алюминия) зависит от многих факторов: типа электролизера; состояния технологии; состава и температуры перегрева электролита; наличия, вида, КПД и КПИ газосборного и газоочистного оборудования; состояния технологической дисциплины; содержания оксида натрия в глиноземе; количества снимаемой угольной пены и эффективности ее флотации и др.

Расход анодов зависит от типа электролизеров. Фактически в электролизере на производство 1 т алюминия расходуется 420 — 460 кг обожженных анодов. При этом остается огарок, следовательно, полная потребность в обожженных анодах зависит от качества анода и величины огарка. Расход анодной массы также зависит от многих факторов: потерь при транспортировке, потерь летучих компонентов при коксовании пека и с поверхности жидкой анодной массы, осыпания и окисления боковых поверхностей анода, выхода по току и плотности тока.

Расход электроэнергии зависит главным образом от типа электролизера и выхода по току. При прочих равных условиях наибольший расход электроэнергии — у электролизеров ВТ, а наименьший — у ванн с ОА.

3.3.2 Характеристика эмиссий

Источником выделения вредных веществ при производстве алюминия являются используемые сырье и материалы. При этом зачастую очень важную роль играет не столько химический состав применяемых сырья и материалов, сколько их физические характеристики, такие, например, как гранулометрический состав.

Образование и выделение из электролизеров фтористых соединений, основным из которых является фторид водорода, происходят непрерывно, хотя они и не связаны непосредственно с электрохимическим процессом, а обусловлены процессами испарения и разложения расплава электролита и загружаемых фтористых солей. Летучестью электролита и загружаемых фтористых солей обусловлено выделение из электролизеров лишь некоторой части твердых фторидов, обнаруживаемых в пыли. Вторым источником пылевидных фторидов служит механический унос загружаемых солей восходящими потоками анодных газов либо отсасываемой от электролизера газовоздушной смесью.

Источником выделения оксида углерода является угольный анод, который в процессе электролиза окисляется с выделением диоксида и оксида углерода.

Сопутствующим компонентом угольных материалов является сера, которая с анодными материалами вовлекается в процесс получения алюминия. Некоторое количество серы поступает с фтористыми солями, где она присутствует в виде сульфатов.

Выделения диоксида серы в процессе электролиза имеют прямую зависимость от содержания серы в анодных материалах. С увеличением содержания серы анодах/анодной массе увеличивается и выделение диоксида серы. При этом основная часть серы в анодных материалах поступает с нефтяным коксом — сырьевым компонентом производства анодов/анодной массы, который имеет мировую тенденцию ухудшения (проблемы отрасли изложены в разделе 1.3.1) в части снижения количества малосернистых коксов.

Так при содержании серы в коксе после прокалки от 2% до 5% в обожженных анодах сера будет содержаться в количестве от 1,5% до 3%, а в анодной массе от 1,5% до 4%.

Для расчетов зависимости выделения диоксида серы от содержания серы в анодах/анодной массе используется расчетная методика «Актуализированная расчетная инструкция (методика) по определению состава и количества вредных (загрязняющих) веществ, выбрасываемых в атмосферный воздух при электролитическом производстве алюминия. СПб., 2013 г.». согласно которой выделения диоксида серы определяются по формуле:

\text{Р}_{S} = \frac{\text{Д}_{S}^{0} \cdot \text{Р}_{\text{ам}} \cdot \text{Д}_{S}^{\text{ам}} + \sum (\text{П}_{\text{фс}}^{i} \cdot \text{Д}_{S}^{\text{фс}i}) + \text{П}_{\text{гл}} \cdot \text{Д}_{S}^{\text{гл}}}{0,5}

где:

РS — количество диоксида серы, отходящего от электролизера, кг/т Al;

\text{Д}_{S}^{0} — доля серы, выделяющейся в виде диоксида, доли ед. (для электролизеров Содерберга с верхним токоподводом = 0,77, для электролизеров Содерберга с боковым токоподводом и электролизеров с предварительно обожженными анодами = 0,82);

Рам — расход анодной массы или анодов (НЕТТО), кг/т Al;

\text{Д}_{S}^{\text{ам}} — массовая доля серы в анодной массе, доли ед.;

\text{Д}_{S}^{\text{оа}} — массовая доля серы в анодах, доли ед.;

Пфс — приход фторсолей, кг/т Al;

\text{Д}_{S}^{\text{фс}} — массовая доля серы во фторсолях, доли ед.;

Пгл — приход фторированного глинозема, кг/т Al (для корпусов электролиза, оборудованных установками сухой очистки газов);

\text{Д}_{S}^{\text{гл}} — массовая доля серы во фторированном глиноземе, доли ед.;

0,5 — массовая доля серы в диоксиде серы, доли ед.

Содержание серы в других сырьевых компонентах весьма незначительно, для укрупненной оценки выделений диоксида серы им можно пренебречь.

Таким образом, используя расходные коэффициенты анодов или анодной массы, приведенные в таблице 3.10, получается большая вариативность выделения диоксида серы, целиком зависящая от содержания серы в анодных материалах.

Для электролизеров ВТ при содержании серы в анодной массе от 1,5% до 4% выделения диоксида серы соответственно составят от 12 до 32,5 кг/т (при максимальном расходе анодной массы).

Для электролизеров БТ при содержании серы в анодной массе от 1,5% до 4% выделения диоксида серы соответственно составят от 12,5 до 34 кг/т (при максимальном расходе анодной массы).

Для электролизеров ОА при содержании серы в анодах от 1,5% до 3% выделения диоксида серы соответственно составят от 5,2 до 23 кг/т (при максимальном расходе анодов).

При применении очистки от диоксида серы для электролизеров Содерберга с верхним подводом тока (на предприятиях РФ осуществляется мокрым способом в скрубберах и пенных аппаратах), удельные показатели выбросов диоксида серы будут зависеть от эффективности укрытий электролизеров (доли диоксида серы, отводимой на газоочистку) и эффективности самой газоочистки.

Так, для рядовых электролизеров ВТ эффективность укрытий находится в пределах 86,3 — 88%. Электролизеров, работающих по производственной системе — до 93%, модернизированных электролизеров ЭкоСодерберг до 97,5%.

Эффективность очистки от диоксида серы находится в пределах 90 — 98,7%.

Учитывая данные показатели, при различных содержаниях серы в анодной массе выбросы диоксида серы от электролизеров ВТ могут составлять:

• для рядовых электролизеров при минимальном содержании серы в анодной массе — 1,5%: 5,2 x 0,8 = 4,16 кг/т поступает в ГОУ. 4,16 x 0,1 = 0,416 кг/т выбрасывается после ГОУ. Суммарный выброс (труба + фонарь): (5,2 — 4,16) + 0,416 = 1,5 кг/т;
• для рядовых электролизеров при максимальном содержании серы в анодной массе — 4%: 32,5 x 0,8 = 26 кг/т поступает в ГОУ. 26 x 0,1 = 2,6 кг/т выбрасывается после ГОУ. Суммарный выброс (труба + фонарь): (32,5 — 26) + 2,6 = 9,1 кг/т;
• для электролизеров с производственной системой при минимальном содержании серы в анодной массе — 1,5%: 5,2 x 0,93 = 4,836 кг/т поступает в ГОУ. 4,836 x 0,1 = 0,4836 кг/т выбрасывается после ГОУ. Суммарный выброс (труба + фонарь): (5,2 — 4,836) + 0,4836 = 0,85 кг/т;
• для электролизеров с производственной системой при максимальном содержании серы в анодной массе — 4%: 32,5 x 0,93 = 30,225 кг/т поступает в ГОУ. 30,225 x 0,1 = 3,0225 кг/т выбрасывается после ГОУ. Суммарный выброс (труба + фонарь): (32,5 — 30,225) + 3,0225 = 5,6 кг/т. При этом при увеличении КПД ГОУ до 98,7% можно достигнуть — 2,7 кг/т Al;
• для электролизеров ЭкоСодерберг при минимальном содержании серы в анодной массе — 1,5%: 5,2 x 0,975 = 5,07 кг/т поступает в ГОУ 5,07 x 0,1 = 0,507 кг/т выбрасывается после ГОУ. Суммарный выброс (труба + фонарь): (5,2 — 5,07) + 0,507 = 0,64 кг/т;
• для электролизеров ЭкоСодерберг при максимальном содержании серы в анодной массе — 4%: 32,5 x 0,975 = 31,7 кг/т поступает в ГОУ. 31,7 x 0,1 = 3,17 кг/т выбрасывается после ГОУ. Суммарный выброс (труба + фонарь): (32,5 — 31,7) + 3,17 = 4 кг/т. За счет увеличения эффективности укрытия электролизеров и подачи на ГОУ бОльшего количества диоксида серы, максимальная эффективность ее может составить до 94%, тогда суммарный удельный выброс составит 2,7 кг/т Al.

Концентрации диоксида серы в трубах электролизных корпусов тоже соответственно будут иметь вариативность в зависимости о ее содержания в анодных материалах. Без использования доочистки от диоксида серы уровень концентраций может составлять:

• для S < 1,5% — <= 500 мг/нм3;
• для S 1,5 - ₂,5% — <= 1000 мг/нм3;
• для S 2,5 — 4% — <= 1500 мг/нм3.

А при использовании мокрой доочистки от диоксида серы:

• для S < 1,5% — <= 50 мг/нм3;
• для S 1,5 — 2,5% — <= 100 мг/нм3;
• для S 2,5 — 4% — <= 150 мг/нм3.

Источником выделения и выбросов в атмосферу смолистых веществ при производстве алюминия в электролизерах с самообжигающимися анодами (БТ и ВТ) является каменноугольный пек, используемый в качестве связующего при получении анодной массы. Смолистые вещества выделяются из электролизеров в результате термохимических процессов, происходящих при коксовании анодной массы. Второй источник выделения смолистых веществ связан с операцией перестановки токоподводящих штырей в аноде на электролизерах ВТ. При использовании рядовой анодной массы после раскручивания и извлечения штыря в образовавшееся отверстие в спеченной части анода затекает жидкая анодная масса из верхних зон. При попадании жидкой анодной массы в зону высоких температур происходит бурное коксование пека с образованием большого количества возгонов смолы, которое выбрасывается в атмосферу корпуса. Кроме того, сырая угольная масса налипает на горячий штырь в момент извлечения его из анода, когда раскаленная его часть касается слоя жидкой анодной массы, при этом в атмосферу корпуса также выделяются смолистые погоны.

Смолистые вещества, образующиеся при коксовании анодной массы на электролизерах ВТ и поступающие в газосборник, дожигаются в горелках. Полнота сгорания зависит от конструкции горелок, регулировки процесса горения и контроля за процессом. Часть несгоревшей смолы, особенно ее тяжелые фракции, конденсируется и вместе с пылью оседает в каналах газоходов, остальная поступает на газоочистку. В зависимости от типа электролизера, условий и уровня его эксплуатации объем и состав пылегазовоздушной смеси может изменяться.

Технология электролиза ОА в электролизерах первого поколения (до 300 кА)

Данная технология электролиза в Российской Федерации представлена электролизерами с предварительно обожженными анодами (ОА) на силу тока до 300 кА, оборудованными рамно-створчатыми укрытиями. Эффективность укрытий электролизеров первого поколения составляет 96,6 — 97%. Уловленная укрытием газовоздушная смесь направляется на установки «сухой» очистки газов глиноземом в реакторах и рукавных фильтрах. Эффективность «сухих» газоочисток корпусов электролиза, оснащенных электролизерами ОА первого поколения, может составлять 98,4 — 99,8%. Очищенные газы поступают в атмосферу через дымовые трубы, отработанный (фторированный) глинозем возвращается в процесс электролиза.

Основные технические решения для сокращения выбросов ЗВ от электролизеров ОА первого поколения:

1. автоматизация производства, позволяющая более точно регулировать технологические и тепловые режимы работы электролизеров, оптимизировать состав электролита, контролировать раздачу сырья в электролизеры;

2. применение установок сухой очистки газов;

3. автоматическое питание глиноземом (АПГ), фторсолями и дробленым электролитом электролизеров, что позволяет исключить разгерметизацию электролизера при проведении данной технологической операции.

Технология электролиза ОА в электролизерах первого поколения (до 300 кА) внедрена на четырех отечественных алюминиевых заводах.

Технология электролиза ОА в электролизерах второго поколения (300 кА и выше)

Данная технология электролиза в Российской Федерации представлена электролизерами с предварительно обожженными анодами (ОА) на силу тока 300 кА и выше, оборудованными рамно-створчатыми укрытиями. Эффективность укрытий электролизеров второго поколения может составлять до 98,7%. Уловленная укрытием газовоздушная смесь направляется на установки «сухой» очистки газов глиноземом в реакторах и рукавных фильтрах. Эффективность «сухих» газоочисток корпусов электролиза, оснащенных электролизерами ОА второго поколения, может составлять 99,2 — 99,8%. Очищенные газы поступают в атмосферу через дымовые трубы, отработанный (фторированный) глинозем возвращается в процесс электролиза.

Основные технические решения для сокращения выбросов ЗВ от электролизеров ОА второго поколения:

1. автоматизация производства, позволяющая более точно регулировать технологические и тепловые режимы работы электролизеров, оптимизировать состав электролита, контролировать раздачу сырья в электролизеры;

2. применение установок сухой очистки газов;

3. автоматическое питание глиноземом (АПГ), фторсолями и дробленым электролитом электролизеров, что позволяет исключить разгерметизацию электролизера при проведении данной технологической операции;

4. уплотнение штанг анодов электролизеров для минимизации выделений ЗВ в корпус электролиза через неплотности в месте входа штанги в укрытие электролизера;

5. автоматическое гашение анодных эффектов в электролизере без его разгерметизации;

6. использование проема в укрытиях электролизера для выливки металла, отбора проб и других операций.

Данные мероприятия позволяют повысить эффективность укрытия электролизера и сократить выбросы ЗВ через аэрационные фонари.

Данная технология электролиза ОА в электролизерах второго поколения (свыше 300 кА) внедрена на двух отечественных алюминиевых заводах.

Для процесса электролиза технологии ОА не требуется расхода производственной воды. Потребление водных ресурсов возможно только в литейных отделениях для охлаждения оборудования (производственные воды) и при использовании воды питьевого качества для хозяйственно-бытовых нужд.

Сбросы ЗВ на алюминиевых заводах, оснащенных технологией электролиза ОА, отсутствуют в связи с использованием замкнутой системы водооборота.

Основные производственные отходы — отработанная угольная и кирпичная футеровка — размещаются на собственных объектах размещения отходов. Огарки обожженных анодов возвращаются в производство «зеленых» анодов.

В таблице 3.11 представлены выбросы ЗВ от технологий электролиза ОА в электролизерах первого и второго поколений.

Таблица 3.11

Выбросы ЗВ в атмосферу. Технология электролиза ОА.

<6> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

<7> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

В таблице 3.12 представлены объемы образования и размещения отходов для технологии электролиза ОА в электролизерах первого и второго поколений.

Таблица 3.12

Отходы производства и потребления. Технология электролиза ОА

Технология электролиза БТ

Данная технология электролиза в Российской Федерации представлена электролизерами с самообжигающимися анодами и боковым подводом тока к аноду на силу тока 83 — 85 кА. Электролизеры оснащены шторными укрытиями с эффективностью 93 — 96%. Выделения ЗВ, уловленные укрытием, поступают на установку «сухой» очистки газов (реакторы и рукавные фильтры), эффективность которой может составлять: по фтористому водороду 98,4 — 99%; по твердым фторидам и пыли — 99%; по смолистым веществам — 96%.

Основные технические решения для сокращения выбросов ЗВ от электролизеров БТ:

1. применение шторных укрытий электролизеров;

2. применение установок «сухой» очистки газов;

3. герметизация узла анодного стояка электролизера.

Для процесса электролиза технологии БТ не требуется расхода производственной воды. Потребление водных ресурсов возможно только в литейных отделениях для охлаждения оборудования (производственные воды) и при использовании воды питьевого качества для хозяйственно-бытовых нужд.

Сбросы ЗВ с производственными водами в поверхностные и подземные водные объекты на алюминиевых заводах, оснащенных технологией электролиза БТ, отсутствуют в связи с использованием замкнутой системы водооборота.

Основными отходами электролизного производства, оснащенного технологией БТ, являются угольная пена, отработанная угольная и кирпичная футеровки.

Технология электролиза БТ внедрена на одном отечественном алюминиевом заводе.

В таблицах 3.13 и 3.14 представлены характеристики выбросов ЗВ в атмосферный воздух и данные по образованию основных видов отходов технологии электролиза БТ.

Таблица 3.13

Выбросы загрязняющих веществ в атмосферу. Технология электролиза БТ

<8> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

Таблица 3.14

Отходы производства и потребления. Технология электролиза БТ

Технология электролиза ВТ

Данная технология электролиза в РФ представлена электролизерами с самообжигающимися анодами и верхним подводом тока к аноду (ВТ) на силу тока от 140 до 176 кА.

Рядовые электролизеры ВТ оснащены колокольными укрытиями с эффективностью 86,3 — 88%. Рядовые электролизеры ВТ могут оснащаться системами АПГ, что позволяет повысить эффективность укрытия до 90%. Укрытия модернизированных (за счет усовершенствования конструкции газоудаления и сырьевых компонентов) электролизеров ВТ (технология «ЭкоСодерберг») составляет 97,5%.

Корпуса электролиза, работающие по технологии электролиза ВТ, оснащаются системами газоочистки различных комбинаций:

1. первая ступень очистки в электрофильтрах + вторая ступень — «мокрая» очистка в скрубберах или пенных аппаратах;

2. первая ступень очистки — «сухая» ГОУ + вторая ступень — «мокрая» очистка в скрубберах или пенных аппаратах;

3. одноступенчатая «сухая» ГОУ;

4. одноступенчатая «мокрая» ГОУ.

В зависимости от способа газоочистки ее эффективность для технологии электролиза ВТ составляет:

1. по фтористому водороду — 95 — 99,8%;

2. по пыли и твердым фторидам — 70 — 99,7%;

3. по смолистым веществам — 50 — 99,4%;

4. по диоксиду серы — 0 - 98,7%.

Основные технические решения для сокращения выбросов ЗВ от рядовых электролизеров ВТ:

1. применение газоочистных аппаратов («сухая», «мокрая» ГОУ или их комбинация);

2. применение «сухой» анодной массы для сокращения выделений смолистых веществ.

Лучших показателей минимизации выбросов ЗВ в атмосферу в настоящее время достигают модернизированные электролизеры ВТ — технология «ЭкоСодерберг».

К техническим и технологическим решениям модернизации рядовых электролизеров ВТ с переходом на технологию «ЭкоСодерберга» относятся:

1. новый газосборный колокол и система газоудаления;

2. новые технологический инструмент, средства механизации, новые технологические практики для обслуживания электролизеров;

3. модернизированные газоходы с автоматической пневматической очисткой;

4. новая технология производства и использования анодной массы нового типа — анодной массы с пониженным содержанием связующего.

Данные решения позволят сократить выделения и выбросы ЗВ от электролизеров Содерберга, а также обеспечить возможность увеличения выхода по току усовершенствованных электролизеров.

Технология «ЭкоСодерберг» внедрена в нескольких корпусах электролиза на двух отечественных алюминиевых заводах.

До перехода на технологию «ЭкоСодерберг» корпуса электролиза с рядовыми электролизерами ВТ могут оснащаться системами АПГ и более современными «сухими» газоочистками.

Для части рядовых электролизеров ВТ, эксплуатирующихся на алюминиевых заводах Российской Федерации, например, шпангоутного типа, переход на технологию «ЭкоСодерберг» затруднен в связи с их конструктивными особенностями. В этом случае, а также для рядовых электролизеров ВТ с целью сокращения выбросов ЗВ в атмосферный воздух до перехода на технологию «ЭкоСодерберг» применяется комплекс операционных мероприятий, направленных на сокращение времени разгерметизации электролизера, повышение эффективности системы газоотсоса и снижение выбросов через аэрационные фонари электролизных корпусов — источники выбросов, дающие наибольший вклад в загрязнение атмосферы. Данный комплекс мероприятий называется «Производственная система».

Технология электролиза ВТ с «Производственной системой» внедрена в корпусах электролиза на двух отечественных алюминиевых заводах.

Для процесса электролиза технологии ВТ не требуется расхода производственной воды. Потребление водных ресурсов возможно только в литейных отделениях для охлаждения оборудования (производственные воды) и при использовании воды питьевого качества для хозяйственно-бытовых нужд.

Сбросы ЗВ с производственными водами в поверхностные и подземные водные объекты на алюминиевых заводах, оснащенных технологией электролиза ВТ, отсутствуют в связи с использованием замкнутой системы водооборота.

Основными отходами электролизного производства ВТ являются угольная пена, отработанная угольная и кирпичная футеровки. Угольная пена, как правило, целиком перерабатывается в сопутствующем производстве фторсолей, угольная и кирпичная футеровки в основном размещаются на полигоне промотходов. Часть угольной футеровки в зависимости от рыночного спроса может реализовываться сторонним потребителям.

В таблицах 3.15 - 3.18 приведены характеристики выбросов ЗВ в атмосферный воздух для вариантов технологии электролиза ВТ. В таблице 3.19 приведены данные по образованию основных видов отходов для технологии электролиза ВТ.

Таблица 3.15

Выбросы загрязняющих веществ в атмосферу. Рядовая технология электролиза ВТ

<9> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

Таблица 3.16

Выбросы ЗВ в атмосферу. Технология электролиза ВТ с производственной системой

<10> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

Таблица 3.17

Выбросы ЗВ в атмосферу. Рядовая технология электролиза ВТ, оснащенная АПГ и «сухой» ГОУ

<11> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

Таблица 3.18

Выбросы ЗВ в атмосферу. Технология «ЭкоСодерберг»

<12> Зависит от содержания серы в исходном сырье — коксе.

Таблица 3.19

Отходы производства и потребления. Технология электролиза ВТ

3.4 Литейное производство

Основными источниками выделения ЗВ в литейном производстве являются миксеры, плавильные печи, прессы, индукционные печи, литейные машины, линии резки слитков.

Источники литейного производства вносят незначительный вклад в общий объем выбросов алюминиевого завода. При плавке металла в миксерах и плавильных печах возможны незначительные выделения пыли, оксида алюминия, а при использовании флюсов в выделениях могут содержаться фториды и хлориды. В литейном производстве алюминиевых заводов используются электрические миксеры, а плавильные печи в качестве топлива используют газ или мазут. При сжигании топлива в плавильных печах в атмосферу выделяются продукты его сгорания: оксиды азота, оксид углерода, диоксид серы. При резке слитков пилами для охлаждения используется масло, и выделяющаяся при резке пыль алюминия полностью улавливается. В атмосферу при этом будут поступать только пары масла.

Оборудование литейного производства может быть оснащено местными отсосами для минимизации воздействия на воздух рабочей зоны. В основном это применяется на новых заводах. На алюминиевых предприятиях, эксплуатирующийся более 20 лет, выделения ЗВ от оборудования литейного производства поступают в атмосферу через фонарь.

В связи с незначительными количествами ЗВ миксеры, плавильные и индукционные печи не оснащаются системами газоочистки. Выбросы ЗВ от литейных отделений не создают за пределами промплощадки предприятия значительных максимальных приземных концентраций и не ухудшают качество атмосферного воздуха в жилых зонах.

Уровень удельных выбросов литейных отделений алюминиевых заводов Российской Федерации составляет 0,02 — 0,2 кг/т Al (для пыли).

3.5 Производство технического кремния

3.5.1 Расход сырья, материалов и электроэнергии

Расход сырья на 1 т технического кремния и, как следствие, количество выбросов, сбросов и отходов, образующихся в процессе выплавки технического кремния способом карботермического восстановления, определяется качеством сырья и типом (мощностью) основного оборудования — руднотермической печи.

В таблице 3.20 представлены пределы изменения удельных расходных показателей по сырью, электродам и электроэнергии в производстве технического кремния. Относительно широкий диапазон расходных показателей является следствием качества сырья и возможного варьирования соотношения восстановителей в составе сырьевой шихты.

Таблица 3.20

Расход сырья, материалов и энергоресурсов

3.5.2 Характеристика эмиссий

Производство технического кремния сопровождается выбросом загрязняющих веществ и образованием производственных отходов. Отходы — отсев кварцита, пыль, уловленная в аппаратах сухой газоочистки, шлам от мокрых ступеней ГОУ.

Отходы либо утилизируются, либо реализуются потребителям. Отходы относятся к IV классу опасности, не содержат вредных примесей. Мелкодисперсные частицы кремния, уловленные при измельчении, сортировке и рафинировании готового продукта реализуются потребителям.

Образующийся при плавке шлак является вторичным продуктом и реализуется по запросам потребителей.

Выделение пыли имеет место при транспорте сырья, полуфабрикатов, готовой продукции и отходов производства, их измельчении, грохочении и сортировке. Источниками пылевыделений являются транспортные, дробильные и размольные установки — конвейеры, питатели, перегрузочные и дозировочные устройства, грохота, сита, используемые при подготовке сырьевой шихты и переработке готового продукта (кристаллического кремния).

Непосредственно из РТП отходящими газами, образующимися в процессе восстановления кремния, и подсасываемым воздухом выносятся пылевидные частицы, которые представлены тремя видами:

• продукты химических реакций (Si и SiO2) и оксиды металлов, содержащихся в золе восстановителей — CaO, Fe2O3 и Al2O3;
• наиболее тонкие частицы компонентов шихты из колошникового слоя (образуются в результате измельчения при дозировке, транспортировке и загрузке шихты в печь);
• продукты измельчения компонентов шихты (особенно углеродистых материалов) в ходе восстановления и разукрупнения реагирующих частиц при осадке и опиковке шихты.

Мелкие частицы выносятся реакционными газами на колошник, где разбавляются подсасываемым воздухом. Затем пылегазовая смесь за счет разрежения, создаваемого дымососами, поступает по системе газоходов в систему ГОУ.

Выход пыли из печи колеблется в широких пределах от 300 до 1 000 кг (на 1 т товарного кремния).

Количество газов, выделяющихся с колошника печи, их состав, температура и запыленность зависит от физико-химических свойств используемых шихтовых материалов. Газы от РТП содержат в среднем, %: 80 — 85 CO; 4 — 8 CO2; 1 — 3 CH4; 0,1 — 10 H2O; 0,1 — 4 N2 и 1 — 3 H2. Непосредственно над колошником газы разбавляются воздухом и в основном сгорают (при нормальном ходе процесса содержание оксида углерода в колошниковых газах незначительно, содержание кислорода — почти такое же, как в атмосферном воздухе).

Газы от РТП на входе в ГОУ имеют концентрацию по пыли около 3,5 г/м3. Пыль состоит (по массе) из 80% SiO2; 2 — 4% Al2O3; 0,1 — 0,2% Fe2O3; 1 — 2% CaO и 7 — 8 C % и представлена частицами размером около 0,1 мкм (до 80%).

Источники выбросов ЗВ — организованные (дымовая труба) и неорганизованные (открытые склады, дороги, грузовой транспорт и др.). С целью снижения неорганизованных выбросов транспортеры, предназначенные для транспортировки пылящего материала, конструируются как закрытые системы.

Данные по эмиссиям — выбросам в атмосферу основных ЗВ, парниковых газов — и объемам отходов производства технического кремния приведены в таблице 3.21.

Таблица 3.21

Данные по эмиссиям