Рисунок 35. Содержание фтора и углерода во вторичном криолите при совместной флотации угольной пены и шлама

Рисунок 36. Содержание фтора и углерода в хвостах флотации при совместной флотации угольной пены и шлама



Рисунок 37. Выход ФГК при совместной флотации угольной пены и шлама

На основании результатов, полученных при совместной флотации угольной пены и шлама газоочистки и представленных на рис. 35, 36, 37 и 38, можно сделать выводы:

Качество флотокриолита по основным показателям - углероду и фтору, на которые можно повлиять в процессе флотации, соответствуют регламенту.

Расход флотореагенов снижен: по керосину на 40%, по флотомаслу на 20%. Это подтверждает гипотезу по образованию зерна AlF3, покрытого оболочкой смолистых веществ, частично выполняющих роль собирателя и пенообразователя. Выход фторглиноземного концентрата повысился на 15% (25% против 10%). Усредненные результаты по химическому составу хвостов флотации значительно улучшены. Гибкая технологическая схема позволит перерабатывать комплексное и моно-сырье.

3.4 Определение скорости осаждения

Первая серия опытов по определению скорости осаждения была проведена без использования флокулянтов в мерном цилиндре до постоянной высоты осветленного слоя. Результаты приведены в табл. 40.

Первые 20 минут после начала опыта было невозможно определить скорость осаждения, так как визуально нельзя было определить наличие осветленного слоя. Через 20 минут после начала опыта вся проба начала разделяться на три слоя. Все тяжелые частицы оседали на дно цилиндра и постепенно уплотнялись, посередине цилиндра образовался слой из отстоявшейся воды. Оставшиеся в пробе после процесса флотации угольной пены реагенты подняли наиболее мелкие частицы на поверхность, что привело к образованию довольно большого слоя пены.

Таблица 40. Определение скорости осаждения

Время от начала опыта, мин	Высота нижнего слоя, см	Высота очищенного слоя слоя, см	Высота верхнего слоя, см	Высота осветленного слоя, см	Скорость осаждения, м/ч
20	17,90	0,50	13,70	14,20	0,0426
25	17,20	1,80	13,10	14,90	0,0358
30	16,40	3,00	12,70	15,70	0,0314
35	16,20	3,30	12,60	15,90	0,0273
40	15,60	4,00	12,50	16,50	0,0248
45	15,30	4,60	12,20	16,80	0,0224
50	15,20	4,90	12,00	16,90	0,0203
55	14,90	5,20	12,00	17,20	0,0188
60	14,80	5,20	12,10	17,30	0,0173
65	14,40	5,50	12,20	17,70	0,0163
70	14,40	5,60	12,10	17,70	0,0152
75	14,20	5,80	12,10	17,90	0,0143
80	14,20	5,90	12,00	17,90	0,0134
85	14,00	6,00	12,10	18,10	0,0128
90	14,00	6,00	12,10	18,10	0,0121
95	14,00	6,10	12,00	18,10	0,0114
100	14,10	6,10	11,90	18,00	0,0108

В результате анализа данных, полученных экспериментальным путем, получен график зависимости высоты осветленного слоя от времени осаждения хвостов флотации. Средняя скорость осаждения равна 0,02 см/мин, что является весьма низким значением. Причиной этого может послужить наличие в пульпе остаточного количества флотореагентов, которые осложняют процесс сгущения.

3.5 Определение зольности хвостов флотации

С предприятия ОАО «РУСАЛ Братский алюминиевый завод» было получено три пробы хвостов флотации. От каждой из них отбиралась навеска для определения зольности.

Метод заключается в озолении навески материала, прокаливании зольного остатка до постоянного веса при температуре 850°С в муфельной печи (ГОСТ 110222-95).

Зольность аналитической пробы в % определяется по формуле

Таблица 42. Определение зольности первой пробы

Масса пустого тигля, г	Масса тигля с навеской, г	Масса навески, г	Масса тигля с золой, г	Масса золы, г	Зольность А, %
4,7432	6,0879	1,3447	5,0539	0,3107	23,11
8,0902	8,9682	0,8780	8,2331	0,1429	16,28
22,1298	26,3893	4,2595	25,0615	2,9317	68,83
23,9204	26,9389	3,0185	24,9168	0,9964	33,01

Таблица 43. Определение зольности второй пробы (верхний слой, смесь, нижний слой)

Масса пустого тигля, г	Масса тигля с навеской, г	Масса навески, г	Масса тигля с золой, г	Масса золы, г	Зольность А, %
16,7024	19,0352	2,3328	17,3014	0,5990	25,68
16,7018	19,6771	2,9753	17,4304	0,7286	24,49
14,2031	17,6062	3,4031	14,9339	0,7308	21,47

Таблица 44. Определение зольности третьей пробы

Масса пустого тигля, г	Масса тигля с навеской, г	Масса навески, г	Масса тигля с золой, г	Масса золы, г	Зольность А, %
17,0112	19,5454	2,5342	17,6459	0,6347	25,05
16,9907	20,5601	3,5694	17,9913	1,0006	28,03



В результате выполнения данной серии экспериментов можно сделать вывод о том, что в среднем содержание золы в представленных пробах составляет 25-30%.

3.6 Окомкование фторуглеродсодержащих материалов

Суть данной переработки заключается в брикетировании, или окомковании отходов электролитического производства алюминия, отправке на предприятия черной металлургии в качестве замены брикетов из коксовой мелочи.

Как показали исследования, применение хвостов флотации в данном случае является нецелесообразным. Это обусловлено сильно графитизированной структурой входящего в их состав углерода. Подобное строение углерода можно объяснить тем, что угольная пена, находясь на поверхности электролита, может в течение очень долгого времени (до нескольких часов) подвергаться нагреву до температур 950-980°С. Подобная структура, как показывают проведенные эксперименты, является причиной повышенной зольности, а также, менее выраженной восстановительной способности брикетов.

Шламы газоочистки и пыль электрофильтров имеют в своем составе углерод, структура которого более аморфна. Так же, в данных отходах содержится определенное количество смолистых веществ и возгонов (до 20%), которые могут выполнять роль связующих веществ.

Наиболее простым является процесс производства брикетов из шламов газоочистки и пыли электрофильтров в соотношении 1:1 без добавления дополнительных связующих веществ. Оптимальными условиями для изготовления таких брикетов являются: давление прессования 75 - 100 МПа, температура термообработки 175 - 225°С, продолжительность термообработки 120 - 180 мин. На рис. 40 и 41 приведены графики зависимости прочности полученных брикетов при различных режимах термообработки.

На данный момент можно выделить 2 основных пути для повышения качественных характеристик подобных брикетов:

Добавка наполнителя, который позволит увеличить теплотворную и реакционную способности брикетов;

Добавка связующих веществ, для увеличения прочности брикетов и упрощения режима термообработки;

В качестве наиболее доступного наполнителя для брикетов из шлама газоочистки и пыли электрофильтров рассматривались отходы деревообрабатывающей промышленности. Наличие подобной добавки в количестве 25 - 40% от массы брикета позволяет добиться его устойчивого и равномерного горения. Но при этом, необходимо вносить поправки в методику изготовления брикетов. Во-первых, влажность шихты для изготовления необходимо увеличивать с 8-12% до 60-75%, так как опилки сильно впитывают влагу, осложняя тем самым процесс перемешивания. Во-вторых, необходимо проводить более мягкую термообработку брикетов, так как при температуре 120-140°С начинается интенсивное обугливание наполнителя. В-третьих, добавка наполнителя существенно снижает конечную величину прочности брикетов (с 6,5-8 МПа до 4-4,5 МПа).

Для увеличения прочности брикетов с наполнителем были рассмотрены несколько традиционных связующих веществ. Наилучшие показатели бы получены в серии экспериментов с низкосортной мукой, добавка этого материала в количестве 10% от массы шихты для брикетирования позволило увеличить прочность брикетов на раздавливание с 8 до 11,5-12,5 МПа. Была изготовлена небольшая партия брикетов для проведения всестороннего анализа в специальной лаборатории ТЭЦ-6 г. Братск, сравнительные результаты показаны в табл. 44.

Анализ данной таблицы показывает, что брикеты из отходов производства алюминия также возможно использовать для частичной замены традиционного угольного топлива котельных ТЭЦ.

В целом, проведенные исследования доказали возможность вовлечения хвостов флотации, шламов газоочистки и пыли электрофильтров в переработку. Результатом этой переработки является получение готового товарного продукта, пригодного для использования как в металлургической, так и в энергетической областях.

Проведенные исследования по усовершенствованию технологии флотационного извлечения фтористых соединений из твердых отходов Братского алюминиевого завода показали, что на каждую тонну получаемого флотационного криолита приходится образование 520 кг хвостов, которые направляются на шламовое поле (примерно 34% от исходной массы угольной пены). Основным компонентом хвостов флотации является углерод, но компоненты электролита содержатся в них в опасных для окружающей среды концентрациях. Если считать, что при производстве 1 тонны алюминия снимается до 40 кг пены, около 10 кг из нее отправляется шламовое поле. К этому надо добавить уловленную пыль в мокрых скрубберах, количество которой составляет около 11 кг на тонну алюминия (для электролизеров ВТ). Общее количество шламов, хвостов флотации и сухой пыли составляет порядка 25 кг на тонну алюминия. Следовательно, завод с годовой производительностью 950 тысяч тонн алюминия отправляет на шламовое поле более 20 тысяч тонн веществ, содержащих фтористые и иные химические соединения. В настоящее время на шламовых полях Братского алюминиевого завода накоплено более 1 миллиона тонн отходов в которых содержится от 12-23 % фтора и эксплуатация шламовых полей относится к сложной экологической проблеме в производстве алюминия.

При флотации угольной пены в механических флотомашинах в хвостах флотации содержится до 8% фтора, что не позволяет использовать их в качестве полезного продукта. Проведенные исследования показали возможность снижения содержания фтора в хвостах флотации до 4% при использовании пневматических флотомашин (колонных аппаратов). В связи с этим на Братском алюминиевом заводе в цехе ПФС впервые реализована схема флотации угольной пены в колонных аппаратах, позволившая повысить извлечение фтора из угольной пены и получить хвосты с низким содержание фтора.



4. РАСЧЕТ ЭКОНОМИЧЕСКОГО ЭФФЕКТА ОТ ВНЕДРЕНИЯ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ СОЛЕВЫХ ШЛАКОВ ПОДИНЫ

По данным отдела экологии завода, захоронение одной тонны пушонки на шламовом поле будет стоить 497 руб. (цена за размещение угольной пены и шлама газоочистки, отходов III класса опасности). Если предположить, что вся образующаяся «пушонка» будет вывозиться для захоронения на полигоне промышленных отходов, то платежи за ее размещение составят:

497•0,3•1,1•1,93•2•6000= 3 798 471,6 руб.,

где 497 - плата за размещение 1 тонны отхода, руб;

0,3 - коэффициент пересчета при размещении отходов на специализированных полигонах и промышленных площадках, оборудованных в соответствии с установленными требованиями и расположенных в пределах промышленной зоны источника негативного воздействия;

1,1 - коэффициент, учитывающий экологические факторы, по территориям экономических районов РФ (Восточно-Сибирский регион);

2 - повышающий коэффициент для районов Крайнего Севера и приравненных к ним;

1,93 - коэффициент учитывающий инфляцию (за 8 лет с момента ввода в действие постановления №344 Правительства РФ).

Кроме этого, при заливке шахты катода водой выделяется 38.68 кг NH3, учитывая, что, в среднем, за год на заводе капитальный ремонт производится на 550 электролизерах, то за год в атмосферу выбрасывается 21,274 тн NH3.

Плата за выброс загрязняющего вещества в атмосферный воздух составит:



21,274 •1,2•1,4•1,93•2•52= 7 173,8 руб.

Где 1,2 - дополнительный коэффициент при выбросе загрязняющих веществ в атмосферный воздух городов;

1,4 - коэффициент, учитывающий экологические факторы по территориям экономических районов Российской Федерации (Восточно-Сибирский регион);

1,93 - коэффициент учитывающий инфляцию (за 8 лет с момента ввода в действие постановления №344 Правительства РФ).

2 - дополнительный коэффициент для особо охраняемых природных территорий;

52 - ставка платы за выброс в атмосферу 1 тн NH3, руб.

На заливку шахты катода используется, примерно, 25-30 м3 воды, учитывая, что при плане капремонтов 550 шт. электролизеров в год будет израсходовано:

550 * 30 = 16500 м3 воды

Как видно, при нерациональном ведении хозяйства, предприятие может не только терять ценное сырье, которое возможно придется закупать на стороне в будущем, но еще и выплачивать весьма значительные суммы за негативное воздействие на окружающую среду и нерациональное использование природных ресурсов, которые бы можно направить на решение более полезных задач.

По официальным данным на заводе ежегодно образуется 6600 тн солевых шлаков подины.

В них содержится 10 % металлического алюминия, что соответствует 600 тн.



6600-600=6000 тн - обезметаленный шлак.

Согласно опытным данным, выход флотационного криолита из пушонки составит 80 %, тогда:

6000•0,8=4800 т/год

будет получено дополнительно криолита при внедрении предлагаемой технологии и переработке всего объема образующейся пушонки.

Стоимость криолита внутри Компании составляет 12000 рублей. Таким образом, при отгрузке этого криолита на сторону (КрАЗ и др) будет получен дополнительный доход в размере:

4800•12000=57 600 000 руб/год.

Так как предлагаемая технология предусматривает возврат металла, то дополнительный доход от продажи возвращенного металла составит:

Примем выход металла при его переплавке в электролизере 85 %.

600•0,85=510 тн/год

дополнительно полученный металл за счет переработки отходов.

510•2173•29,52=32 714 949,6 руб/год

доход от продажи дополнительно полученного металла на Лондонской бирже цветных металлов (LME), где

2173 - стоимость 1 тн металла, средняя цена за 2010 год, USD;

29,52 - стоимость доллара, руб.

Учитывая, что в результате замеров, выполненных при проведении заливки шахты электролизера технической водой и маточным раствором, концентрация аммиака снижается в десять раз при заливке сульфатсодобикарбонатным раствором. Соответственно, сокращение платы за выброс аммиака в атмосферу при заливке шахты электролизера сульфатсодобикарбонатным раствором составит:

[(38,68-38,68) •550] /1000 •1,2•1,4•1,93•2•52= 6 456,4 руб.

где 38,68 - количество NH3, которое выделяется при заливке шахты электролизера водой, кг/1 эл-р;

38,68 - количество NH3, которое выделяется при заливке шахты электролизера содобикарбонатным раствором, кг/1 эл-р;

550 - планируемое количество капремонтов электролизеров в год, шт;

1,2 - дополнительный коэффициент при выбросе загрязняющих веществ в атмосферный воздух городов;

1,4 - коэффициент, учитывающий экологические факторы по территориям экономических районов Российской Федерации (Восточно-Сибирский регион);

1,93 - коэффициент учитывающий инфляцию (за 8 лет с момента ввода в действие постановления №344 Правительства РФ).

2 - дополнительный коэффициент для особо охраняемых природных территорий;

52 - ставка платы за выброс в атмосферу 1 тн NH3, руб.

Использование для заливки шахты электролизера маточного раствора позволяет экономить техническую воду в объеме 16 500м3, или

16 500 • 27,3 =450 450 руб.,

где, 27,3 стоимость 1 м3 технической воды.

Суммарный доход от дезактивации и последующей переработки шлаков подины:

57 600 000+32 714 949,6+6 456,4+450 450= 90 771 856 руб/год,

или 3 074 927.4 USD.

Стоимость основных фондов составит:

35 799 440 -20 126=35 779 314 руб,

где 35 799 440 - стоимость основных фондов до внедрения технологии, руб (по данным завода);

20126 - экономия капиталовложений, за счет исключения из технологической схемы оборудования, руб.

Опытные данные показывают, что при совместной флотации угольной пены, шламов газоочистки и «пушонки» наблюдается снижение расхода флотореагентов. Так по керосину экономия в среднем составляет 40,3%, по флотомаслу 22%. Если учесть этот факт, то экономия составит:

0,002418•4578=11,07 руб/т криолита - по керосину,

где 0,002418 - снижение расхода керосина на 1 т криолита;

0,00011•1580=0,17 руб/т криолита - по флотомаслу,

где 0,00011 - снижение расхода флотомасла.

11,07+0,17=11,24 руб/т криолита - общая экономия.

При производстве флотационного криолита в объеме 26440 т/год экономия за счет снижения флотореагентов составит:

26 440•11,24=297 185,6 руб/год.

Показатели прибыли и рентабельности являются конечными показателями деятельности любого предприятия.

В результате внедрения схемы переработки вторичного сырья - угольной пены и солевого шлака получаем технико-экономические показатели:

1) Производство:

- вторичного криолита - 32385 т/год с содержанием фтора 45%,;

- углерод содержащего концентрата - 11804 т/год.

2) Текущие затраты:

- заработная плата - 14553,24 тыс. руб./год;

- оборотные фонды - 79479,43 тыс. руб/год.

3) Капитальные затраты:

- основные фонды - 74799,44 тыс. руб.

4) Себестоимость:

- 1 т угольной пены - 3349,6 руб.

- 1 т вторичного криолита - 4726,77

- 1 т углеродсодержащего концентрата - 508,44 руб.

4.1 Экономическая эффективность

Замена свежего криолита при производстве алюминия вторичным криолитом производится в пересчете на фтор, т.к. в процессе электролиза основной составляющей является фтор.

Таблица 47. Содержание фтора в сырье

Наименование	Объем потребления, тн	Содержание F в сырье, %
Свежий криолит	19600	54
Вторичный криолит	32385	45
Фтористый алюминий	37142	63

Расчет производится по формуле:

QF=(Q*F)/100

где QF - объем сырья в пересчете на фтор;

Q - объем сырья в натуральном выражении, т.

F - содержание фтора в сырье, %

100 - переводной коэффициент % в 100, ед.

1) Объем вторичного сырья - криолита в пересчете на фтор:

QF1=(45*32385)/100=14573,25 (т.)

2) Объем свежего криолита в пересчете на фтор:

QF2=(19600*54)=10584 (т.)

3) Объем фтористого алюминия в пересчете на фтор:

QF3=(37142*63)/100=23399,46 (т.)

4) Потребление объемов свежего сырья в пересчете на фтор при замене вторичным криолитом составит:

- свежий криолит - QF2=10584 т;

- фтористый алюминий - QF4=19410,21 т.

QF4=23399,46-(14573,25+10584)=19410,21

5) Определяем объем потребления свежего сырья - фторида алюминия в натуральном выражении после внедрения схемы переработки угольной пены способом флотации по формуле:

Q2=(QF4*100)/63=(19410,21*100)/63= 30810 т

Замена свежего криолита произведена полностью на вторичное сырье, а также снизится расход фторида алюминия на 6332 т.

Исходные данные для расчета основных экономических показателей приведены в табл. 48.

Таблица 48. Исходные данные для расчета

Показатель	Единица измерения	Значение
Выпуск алюминия-сырца	т/год	980000
Снижение расхода фтористого алюминия (AlF3)	т/год	6332
Расход вторичного криолита	т/год	32385
Выпуск углеродсодержащего концентрата	т/год	11804
Цена фтористого алюминия	руб./т	44 776
Цена свежего криолита	руб./т	38 379
Цена углеродсодержащего концентрата	руб./т	7200
Себестоимость 1 т вторичного криолита	руб./т	4726,77
Себестоимость 1 т углеродсодержащего концентрата	руб./т	508,44
Внутризаводские расходы на транспортировку	%	20
Инвестиции на основные фонды	тыс.руб.	160187,52
Строительно-монтажные работы	тыс.руб.	43417,65
Затраты на строительство шламового поля	тыс.руб.	200000
Штраф за размещение отходов на шламовом поле	тыс.руб.	0,158
Налог на прибыль	%	20

Рассчитываем экономические показатели за счет замены свежего сырья на вторичное, полученное в результате переработки отходов электролизного производства.

Прибыль - является конечным показателем использования основных и оборотных фондов в ОАО «РУСАЛ Братск».

Вторичный криолит, полученный из отходов электролизного производства, позволит исключить закупку свежего криолита, снизить поставку фтористого алюминия. Применение безотходной технологии позволит исключить сброс хвостов флотации на шламовое поле, а получать товарный продукт для черной металлургии. При этом произойдет исключение экологического штрафа за размещение отходов на шламохранилище. В итоге необходимость в строительстве шламового поля исключается.

В данном случае прибыль составит:

П =[(Q2*Ц2+Q3*Ц3+Q4*Ц4)-(Q1*C*1.2+3)]*(100-24)/100

где П - прибыль тыс.руб.;

Q2 - объем снижения свежего криолита, т.;

Ц2 - цена 1т. свежего криолита, тыс. руб.;

Q3 - объем снижения фтористого алюминия, т.;

Ц3 - цена 1т. фтористого алюминия, тыс. руб.;

Q4 - образование отхода, котрый в настоящее время складируется на шламовом поле, т.;

Ц4 - цена 1 т. отхода, тыс. руб.;

З - затраты на строительство шламового поля, тыс.руб.;

С*1,2 - себестоимость 1 т. вторичного криолита с учетом внутризаводских перевозок, тыс. руб.;

Q1 - объем вторичного криолита, полученный в результате переработки угольной пены, т.;

З1 - затраты, которые составляют сумму основных фондов и СМР, тыс. руб.;

(100-20)/100 - коэффициент, учитывающий налог на прибыль.



П=[(38, 379*19606+44, 776*6332+0,158*11804+200000)-(4,72677*1,2*32385+160187,52+43417,65)]*(100-20)/100=(1237845,338 -387296,91)*80/100=680438,742 тыс. руб.

с учетом строительства шламового поля

П=[(38, 379*19606+44, 776*6332+0,158*11804)-(4,72677*1,2*32385+160187,52+43417,65)]*(100-20)/100=520438,74 тыс. руб.

Определяем снижение себестоимости 1т алюминия сырца:

С= (1,8287*980000-520438,74):980000=1,29764 тыс. руб. или 1297,64 руб.

4.2 Период окупаемости

Период окупаемости проекта показывает, за какой срок предприятию возвратятся денежные средства, вложенные во внедрение нового технологического процесса.

Период окупаемости определяем по формуле:

Т=К/П,

где Т - период окупаемости, год;

К - инвестиции на основные фонды и их внедрение, тыс. руб.;

П - прибыль за счет замены свежего сырья на вторичное, тыс.руб.

Т=283084,6/680438,742 = 0,5 года или 6 мес.

Результаты расчета экономического эффекта и срока окупаемости предложенных мероприятий приведены в табл. 49.

Таблица 49. Результаты расчета экономического эффекта

№ п/п	Наименование статьи	Ед.	До внедрения	После внедрения	Экономия
1	Потребление свежего криолита	Т/год	19600	0	-19600
2	Потребление вторичного криолита	Т/год	0	32385	+32385
3	Потребление фтористого алюминия	Т/год	37142	30810	-6332
4	Производство углеродсодержащего концентрата	Т/год	0	11804	+11804
5	Образование отхода	Т/год	11804	0	-11804
6	Стоимость складирования отходов	Тыс.руб.	1865.03	0	-1865,03
7	Стоимость строительства шламового поля	Тыс.руб.	200000	0	-200000
8	Себестоимость 1т алюминия	$	1828,7	1297,64	-531,06
9	Срок окупаемости	Год			0,5
10	Прибыль	Тыс.руб./год			680438,742

4.3 Сравнительный анализ экономической эффективности способов переработки солевых шлаков подины («пушонки»)

Переработка на Участке выглядит следующим образом. В дробилку совместно с угольной пеной подается небольшое количество пушонки. В процессе дробления пена и шлак перемешиваютя и поступают на классификацию, измельчение и затем на флотацию в механических флотомашинах. То есть переработка шлаков подины заключается в их совместной флотации с угольной пеной. Опытным путем было подобрано оптимальное соотношение объёмов «пушонки», шлама газоочистки и угольной пены, что составляет 4% от общего объема перерабатываемого вида отходов процесса электролиза, при этом необходимо обеспечить равномерность распределения «пушонки» в перерабатываемом сырье.

Расчеты показывают, что выход флотокриолита при совместной флотации сырья составляет 80 - 85%. В результате опытно - промышленных испытаний совместной флотации сырья установлено, что расход флотореагентов значительно снижается, в том числе, за счет низкого содержания углерода в «пушонке».

Переплавка «пушонки» в электролизере без предварительной подготовки:

За 2009 год в УФС переработано 6531т «пушонки», среднее содержание влаги в которой составило 5%.

Определяем количество влаги в общем объеме «пушонки»:

6531*(5-0,1)/100=320 т

поступило бы с сырьем в электролизное производство за 2009 год.

Известно, что попадание влаги в электролит приводит к её взаимодействию с криолитом и фторидом алюминия по реакциям:

По этим реакциям рассчитываем количество потерь AlF3 при взаимодействии с влагой, поступившей с «пушонкой» в электролит.

Mr(AlF3)=Ar(Al)+3Ar(F)=27+3•19=84

Mr(H2O)=2Ar(H)+Ar(O)=2•1+16=18

Mr(HF)=Ar(H)+Ar(F)=1+19=20

3H2O - 2AlF3

3•18 - 2•84

320 - х

Х=320•2•84/3•18=995,6 т AlF3/год



потери фтористого алюминия при влажности «пушонки» 5%;

Кроме потерь фтористого алюминия, происходит увеличение образования выбросов газообразного фтористого водорода (HF), который попадает в рабочую зону корпуса, систему газоочистки и далее в атмосферу.

Согласно литературным данным из каждых 18 г H2O, попавших в электролит, образуется 56 г HF.

Следовательно, при влажности «пушонки» 5% - образование HF в газовой фазе составило:

320• 56/18= 995,6 т

Экономия в денежном эквиваленте по сырью AlF3 при совместной сушке пасты вторичного криолита и сырой «пушонки» в УФС в 2013г. составила:

(28413*995,6) -3900,7* (6531*0,8)=28287983-20380377= 7907606 руб.

или 263587 $,

где 28413 - цена 1т AlF3, руб.;

3900,7 - себестоимость 1т флотокриолита, руб.;

$ - 30 руб.

Примечания: 1. Плата за образование выбросов фтористого водорода в расчете не учитывалась.

Влажность вторичного сырья составила 0,1%.

Подтверждение выпуском регенерационного криолита за 2013г.

995,6*063=627,2 т - количество фтора в AlF3,

где 0,63 - содержание фтора в AlF3, ед.

При КПИ=0,9 поглотится фтора в системе газоочистки:



627,2*0,9=564,48т

Определяем количество регенерационного криолита, который недополучен в 2013 г.

564,48*100/49,5=1140т,

где 49,5 - содержание фтора в регенерационном криолите, %

Примечание: При БП 2013 = 23207т фактический выпуск регенерационного криолита составил 22053т, т.е. 23207-22053=1154т



ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В начале данной работы ставилась цель - предложить безопасную и эффективную технологию переработки солевых шлаков подины, учитывающую специфические свойства данного вида отходов.

Исходя из цели стояли задачи:

- изучить состав и свойства солевых шлаков подины Братского алюминиевого завода;

- предложить и испытать способы переработки этих шлаков;

- предложить технологическую схему переработки шлаков для ОАО БрАЗ;

- оценить эколого-экономическую эффективность предложенных решений.

Все поставленные задачи были выполнены в данной работе.

Изучение состава и свойств солевых шлаков подины показало, что данный вид отходов алюминиевого производства является источником ценного сырья - фтористых солей. К тому же, в составе данных шлаков находится большое количество металлического алюминия. Но помимо полезных компонентов, в пушонке содержится значительное количество вредных для процесса примесей - Fe, Si, C. Также данные шлаки обладают высокой влажностью, что не приемлемо для их использования в электролизе в том виде, в котором они получаются сразу при выводе электролизера в капитальный ремонт.

К специфическим свойствам шлаков подины можно отнести газовыделения, которые происходят при их контакте с водой. Данное обстоятельство потребовало разработать мероприятия, позволяющие предотвратить этот процесс при дальнейшей переработке шлаков подины.

В ходе работы было предложен способ дезактивации шлаков - отмывка их маточными растворами (растворы обогащенные содой, сульфатами и др., образующиеся при производстве регенерированного криолита).

Эксперименты по отмывке шлаков подины имели положительные результаты. Данные химических анализов подтверждали протекание реакций связывания аммиака в нерастворимые соли - сульфаты аммония. Термодинамические расчеты также подтвердили возможность протекания таких реакций.

В завершение данной работы были предложены две технологические схемы. Обе схемы предусматривают отделение металлического алюминия от основной массы шлака и отмывку этого шлака. Первая предложенная схема предусматривает процесс совместной флотации дезактивированной пушонки, угольной пены и шламов газоочистки. Вторая схема предусматривает совместную сушку солевых шлаков с пастой вторичного криолита с получением кондиционного сырья.

Эксперименты по флотации пушонки выполненные в ходе подготовки диссертационной работы, показали высокое извлечение фтора и алюминия в продукт обогащения.

Начатая работа по поиску эффективных технологий переработки отходов алюминиевого производства должна быть продолжена и в будущем.

На сегодняшний день особую озабоченность вызывают отходы отработанной футеровки электролизеров, ежегодно накапливающиеся в огромных количествах вблизи алюминиевых заводов и представляющие серьезную экологическую угрозу.



СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Экология и утилизация отходов в производстве алюминия: Учебное пособие для вузов /Г.В. Галевский, Н.М. Кулагин, М.Я. Минцис. - Новосибирск: Наука. Сибирское предприятие РАН, 1997. - 159 с.

2. Сорлье М., Ойя Х.А. Катоды в алюминиевом электролизе /Пер. с англ. П.В. Поляков; Краснояр. гос. ун-т. Красноярск, 1997. 460 с.

3. С.Б. Новичков, А.Г. Жолнин Негативные последствия переработки алюминийсодержащих отходов в электролизерах // Цветная металлургия. - 2001. - №10. - С.31-34.

4. Бобович Б.Б., Девяткин В.В. Переработка отходов производства и потребления: Справочное издание / Под ред. докт. техн. Наук, проф. Б.Б. Бобовича.-М.:»Интермет Инжиниринг»,2000.-496 с.

5. Металлургия алюминия / Ю.В. Борисоглебский, Г.В. Галевский, Н.М. Кулагин, М.Я. Минцис, Г.А. Сиразутдинов. - 2-е изд. - Новосибирск: Наука. Сибирская издательская фирма РАН, 2000. - 438 с.

6. Производство алюминия: Тереньтев В.Г., Школьников Р.М., Гринберг И.С., Черных А.Е., Зельберг Б.И., Чалых В.И.-И.: Папирус-АРТ, 1998. - 350 с.

7. Grotheim K. and Welch B.S. “Aluminium Smelter Technology - Pure and Applied Approach” Aluminium. Verlag, Dusseldorf, 1980.

8. Электрометаллургия кремния и алюминия. Громов Б.С., Пак Р.В., Скорняков В.И., Школьников А.Р., Черных А.Е., Зельберг Б.И. - Сп-Б.: Издательство МАНЭБ. -2000.-513 с.

9. Химическая термодинамика. Крестовников А.Н., Вигдорович В.Н. Изд. 2-е, М., «Металлургия», 1973, с. 256

10. Исаев С.И. Курс химической термодинамики. Учебное пособие для вузов. М., «Машиностроение», 1975, с. 256

11. Краткий справочник физико-химических величин. Изд. 8-е, перераб./Под ред. А.А. Равделя и А.М. Пономаревой.-Л.: Химия, 1983.-232 с.

12. Позин М.Е. и др. Технология минеральных солей (удобрений, пестицидов, промышленных солей, окислов и кислот), ч.II. Изд. 3-е, пер. и доп., изд-во «Химия», 1970, стр 1558.

13. Производство аммиака /Под ред. В.П. Семенова.- М.: Химия, 1985.-368 с.

14. Степанов В.С., Степанов С.В. Термодинамические исследования металлургических процессов: энергетические балансы, эксергетический анализ. -Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2006.-380 с.

15. Баранов А.Н., Гавриленко Л.В., Янченко Н.И. Экологические проблемы металлургического производства: учеб. Пособие /А.Н. Баранов, Л.В. Гавриленко, Н.И. Янченко. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2007. -208с.

16. Гринберг И.С. Экология и безопасность в производстве алюминия / И.С. Гринберг. - С-Пб.: Изд-во МАНЭБ, 2006. -312с.

17. Кроне Клаус. Рециклинг алюминия. От исходного материала до готового сплава: учеб. Пос. /К. Кроне. Перевод с немецкого. Под общей редакцией С.Б. Новичкова. -М.: Изд-во АСТШ, 2003. -702с.

18. Купряков Ю.П. Производство тяжелых цветных металлов из лома и отходов. - Харьков. - Изд-во «Основа» при Харьковском гос. Университете. -1992. -399с.

19. Г.Б. Наумов, Б.Н. Рыженко, И.Л. Ходаковский. Справочник термодинамических величин (для геологов). М., Атомиздат. -1971, -240с.

20. А.Н. Крестовников, Л.П. Владимиров, Б.С. Гуляницкий, А.Я. Фишер Справочник по расчетам равновесий металлургический реакций. -М. -Мталлургиздат,- 1963. -416с.

21. ГОСТ 12.0.003-74*(99), ССБТ. Опасные и вредные производственные факторы. Номенклатура.

22. СаНПиН 2.2.1/2.1.1.1200-03 Санитарно-защитные зоны и санитарная классификация предприятий сооружений и иных объектов.

23. ГН 2.2.5.1313-03 Предельно допустимые концентрации вредных веществ в воздухе рабочей зоны.

24. СаНПиН 2.2.4.548-96 Гигиенические требования к микроклимату производственных помещений.

25. СНиП 2.04.05-91 Отопление, вентиляция и кондиционирование. - М.:Стойиздат, 1994.

26. СНиП 2.09.04-87* Административные и бытовые здания промышленных предприятий.

27. ГОСТ 12.1.019-79 (1996) Электробезопасность. Общие требования.

28. ПБ 11-493-02 Общие правила безопасности для металлургических и коксохимических предприятий и производств.

29. СанПиН 2.2.1/2.1.1.1278-03 Гигиенические требования к естественному и совмещенному освещению в жилых и общественных зданиях.

30. СНиП 21-01-97 Пожарная безопасность зданий и сооружений.

31. ППБ-01-03 Правила пожарной безопасности в Российской Федерации.

32. НПБ 105-05 Опеделение категорий помещений и зданий по взрывной и пожарной опасности.

33. ГОСТ 6221-90 (СТ СЭВ 6380-88) Аммиак жидкий технический (технические условия).

34. Прокопов И.В. Российская алюминиевая промышленность и некоторые современные тенденции развития мирового рынка алюминия//Алюминий Сибири-2004. Сборник докладов Х Международной конференции 7-10 сентября 2004г. Красноярск.2004- С.4-16.

35. Матвеев Ю.А., Н.А. Калужский, Г.Е.Вольфсон. Пути модернизации и технического перевооружения алюминиевых заводов России и других стран СНГ// Металлургия легких металлов на рубеже веков. Современное состояние и стратегия развития. Международная конференция Россия, Санкт-Петербург, 2001 - С 6-9.

36. Аншиц А.Г., Поляков П.В., Кучеренко А.В., и др. Экологические аспекты производства алюминия электролизом.Аналитический обзор.-Л.: ВАМИ, 1990.-89с.

37. Галевский Г.В.,Кулагин Н.М., Минцис М.Я. Экология и утилизация отходов в производстве алюминия-Новосибирск: Наука.-Сибирская издательская фирма РАН,1997.-158 с.

38. Производство алюминия в электролизерах с верхним токоподводом.-Гринберг И.С., Рагозин Л.В., Ефимов А.А. и др. - Сп-Б.: Изд-во МАНЭБ.-2003.-299 с.

39. Пурденко Ю.А. Алюминиевая промышленность России: состояние, проблемы и перспективы развития. - Вост.-Сиб. книжное изд-во, 1997.- 136 с.

40. Производство алюминия/ Терентьев В.Г., Сысоев А.В., Гринберг И.С. и др. - М.: Металлургия, 1997.- 350 с.

41. Куликов Б.П. Технические аспекты экологической безопасности алюминиевого производства на современном этапе/ Сборник докладов 10 международной конференции Алюминий Сибири 2004. Изд-во Бона компании, Красноярск 7-10 сентября С 287-296.

42. Мокрецкий Н.П. Исследование и разработка эффективной технологии регенерации фтора из отходящих газов производства алюминия и фтористых солей. - Автореферат диссертации на соискание ученой степени к.т.н.- М. - 1981. - С.28.

43. Морозова В.А. Разработка рационального способа вывода сульфата натрия из оборотных растворов газоочистки алюминиевых заводов. - Автореферат диссертации на соискание ученой степени к.т.н. - 1983. - С.26.

44. Истомин С.П., Мясникова С.Г. Пути существенного улучшения экологической обстановки на алюминиевых заводах России.// Международная конференция «Алюминиевая промышленность России и мира в 21-ом веке» - 2002.

45. Истомин С.П., Куликов Б.П., Мясникова С.Г. Новые направления в технологии переработки высокодисперсных фторосодержащих отходов производства алюминия.// Цветные металлы. №3 - 1999 - С.45-47.

46. Истомин С.П., Мясникова С.Г. Исследование флотационного способа получения криолита. //Цветные металлы. №3 - 1999 - С.56-58.

47. Истомин С.П., Веселков В.В., Рагозин Л.В., Куликов Б.П., Мясникова С.Г. Способ получения креолита. // Патент РФ №2140396 от 29.09.97.

48. Истомин С.П., Жирнаков В.С., Минцис М.Я. и др. Способ получения гранулированного креолита. Патент №1650588 от 06.05.89.

49. Курохтин А.Н., Азизов Б.С., Алиджанов Ф.Н., Валиев Ю.Я., Сафиев Х.С. Комплексная переработка и использование отходов производства алюминия и местного минерального сырья. // Цветные металлы №3. - 2002. С 67-79.

50. Истомин С.П., Мясникова С.Г. Исследование флотационного способа получения криолита. // Цветные металлы№3 - 1999-С. 85-89.

51. Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных и редких металлов. М., Недра, 1975. 461 с.

52. Леонов С.Б. ХХI Век технологии в области обогащения полезных ископаемых// Вестник ИрГТУ, №1, 1997-С3-17.

53. Мещеряков Н.Ф. Кондиционирующие и флотационные аппараты и машины. - М.: Недра, 1990.- 237 с.

54. Черных С.И. Создание флотационных машин пневматического типа и опыт их применения на обогатительных фабриках. - М.: ЦНИИЦветмет, 1995.- 296 с.

55. Леонов С.Б., Полонский С.Б., Попов К.И. Новая технология флотации минералов на основе колонных аппаратов с нисходящим пульповоздушным движением// Материалы 19-го Международного конгресса по обогащению полезных ископаемых, 22-27 октября 1995.- Сан-Франциско, США.- Т. 3.- С. 117-118.

56. Полонский С.Б., Суслов К.В., Никаноров А.В., Ершов П.Р. Теория и практика колонных флотационных аппаратов с нисходящим пульповоздушным потоком. Иркутск: изд-во ИрГТУ.- 2001.

57. Богданов О.С., Суховольская С.Д., Филановский М.Ш. Исследование процесса минерализации поверхности раздела жидкость-воздух при флотации// Вопросы теории флотации. - М.:Металлургиздат,1941.- С.8-15.

58. Волкова З.В. Закрепление частиц минералов на поверхности пузырьков при флотации// ЖФХ.- 1940.- Т.XIV, №5-6.- С.789-800.

59. Эйгелес М.А. Кинетика минерализации воздушного пузырька во флотационной суспензии// Цветные металлы.- 1940.- №2.- С.10-12.

60. Сазерленд К., Уорк И. Принципы флотации. - М.: Металлургиздат, 1958. - 412с.

61. Полонский С.Б., Суслов К.В., Никаноров А.В., Ершов П.Р. Теория и практика колонных флотационных аппаратов с нисходящим пульповоздушным потоком. (монография) Иркутск: изд-во ИрГТУ.- 2001, 94 с.

62. Таггарт А.Ф.Справочник по обогащению полезных ископаемых. М., металлургиздат, 1952, 372 с.

63. Теории и технология флотации руд/ О.С. Богданов и др. -М. Недра. 1980.-431 с.

64. Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. М. Недра, 1975-481 с.

65. Мещеряков Н.Ф. Флотационные машины. М.,Недра, 1972-248 с.

66. Бедрань Н. Г. Флотационные машины дл обогащения угля. М., Недра, 1968-374 с.

67. Ржечицкий Э.П., Кондратьев В.В. Перспективная безотходная технология переработки фторуглеродсодержащих отходов на алюминиевых заводах//4ая международная конференция молодых специалистов и ученых алюминево магниевой и электродной промышленности.Россия, Санкт-Петербург, 2000-С. 57-59.

68. Ржечицкий Э.П., Кондратьев В.В.Состояние проблемы вывода сульфата натрия из растворов газоочистки цехов электролиза алюминия и возможные пути ее решения/ Сборник докладов 10 междунардной конференции Алюминий Сибири 2004. Красноярск 7-10 сентября. С.268-272.

69. Вили Бьерке. Окружающая среда, здоровье и техника безопасности в алюминиевой промышленности. // Международная конференция «Алюминиевая промышленность России и мира в 21-ом веке» - С.10-15.

70. Вейцер О.И., Минц Д.М. Высокомолекулярные флокулянты в процессах очистки воды. - М.: Стройиздат, 1975. - 191с.

71. Айкель Г. Применение высокомолекулярных синтетических полимеров в качестве флокулянтов. -«Глюкауф», 1966,№8-С. 15 - 20.

72. Клебанов О.Б., Шубов Л.Я. Справочник технолога по обогащению руд цветных металлов. - М.: Недра, 1974 - 472 с.

73. Очистка производственных сточных вод. Учебное пособие для ВУЗов под редакцией С.В.Яковлева-2-е издание, переработанное и дополненное. - М.:Строиздат, -1985-335с.

74. Чуянов Г.Г. Обезвоживание, пылеулавливание и охрана окружающей среды. - Недра, 1987 - 260с.

Размещено на Allbest.ru

...