RU2092619C1 - Method of burning aluminium electrolyzer - Google Patents
Method of burning aluminium electrolyzer Download PDFInfo
- Publication number
- RU2092619C1 RU2092619C1 RU94023407A RU94023407A RU2092619C1 RU 2092619 C1 RU2092619 C1 RU 2092619C1 RU 94023407 A RU94023407 A RU 94023407A RU 94023407 A RU94023407 A RU 94023407A RU 2092619 C1 RU2092619 C1 RU 2092619C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- electrolyzer
- cryolite
- cell
- aluminum
- alumina
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к производству алюминия электролизом криолито-глиноземных расплавов, касается технологии обжига алюминиевого электролизера. The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to the production of aluminum by electrolysis of cryolite-alumina melts, the technology of firing an aluminum electrolyzer.
Известен способ обжига алюминиевого электролизера, согласно которому анод ставят на "сырую" подину. В шахту засыпают фторсоли, и электролизер включают в цепь серии на полный ток. После этого заливают несколько ковшей алюминия, чтобы на подине образовался слой его в 4-5 см, и анод отрывают от подины. A known method of firing an aluminum electrolyzer, according to which the anode is placed on a "raw" bottom. Fluorine salts are poured into the mine, and the electrolyzer is connected to the series circuit at full current. After this, several aluminum buckets are poured so that a layer of 4-5 cm is formed on the bottom and the anode is torn from the bottom.
Электролизер выдерживают в течение двух суток, затем пускают на электролиз. The cell is kept for two days, then allowed for electrolysis.
Недостатком известного способа является прямой электрический контакт готового анода и сырой подины. При пропускании полного тока серии вследствие недостаточной площади контакта неровно обгоревшей подошвы и подины, имеющей также допустимый перепад высот подовых блоков до 40 мм, возникают локальные зоны перегрева подины и анода, где плотность тока выше допустимой. Это приводит к разрушению отдельных участков межблочных швов, проникновению жидкого металла в подину, растрескиванию анода. Снижается сортность получаемого металла и срок службы электролизера. Двухсуточный период обжига на металле при этом не позволяет компенсировать первоначальную неравномерность токовой нагрузки. The disadvantage of this method is the direct electrical contact of the finished anode and the raw hearth. When passing the total series current due to insufficient contact area of an unevenly burnt sole and hearth, which also has an allowable height difference of hearth blocks of up to 40 mm, local zones of overheating of the hearth and anode arise, where the current density is higher than the permissible one. This leads to the destruction of individual sections of interblock seams, the penetration of liquid metal into the hearth, cracking of the anode. The grade of the resulting metal and the life of the cell are reduced. The two-day firing period on metal does not allow to compensate for the initial unevenness of the current load.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является известный способ, согласно которому перед загрузкой фтористых солей, оборотного электролита и металла на подине по периферии шахты электролизера формируют слой глинозема высотой 0,1-0,3 глубины шахты электролизера и площадью 0,57-0,65 площади подины. The closest in technical essence and the achieved result is a known method, according to which, before loading fluoride salts, circulating electrolyte and metal on the bottom along the periphery of the cell of the cell, an alumina layer is formed with a height of 0.1-0.3 depth of the cell of the cell and an area of 0.57-0 , 65 hearth area.
Обеспечение определенного соотношения площадей слоя глинозема и подины, высоты слоя глинозема затруднительны в реализации. Наличие слоя глинозема на значительной площади подины приводит к ее изоляции в период обжига и пусковой период, возрастает неравномерность плотности тока и напряжения на электролизере. Это приводит к непроизводительному перерасходу электроэнергии, образованию подовых настылей ("коржей") на рабочей поверхности подины. Судя по описанию известного изобретения, период обжига составляет не менее 24-72 ч. В результате высокотемпературного длительного обжига при неравномерности токовой нагрузки разрушаются межблочные углеродистые швы, снижается производительность электролизера и срок его службы, сортность получаемого алюминия за счет проникновения жидкого алюминия в подину, перерасходуется электроэнергия. Providing a certain ratio of the areas of the alumina layer and the bottom, the heights of the alumina layer are difficult to implement. The presence of a layer of alumina on a significant area of the hearth leads to its isolation during the firing and start-up period, the unevenness of the current density and voltage across the cell increases. This leads to unproductive waste of electricity, the formation of hearth flooring ("cakes") on the working surface of the hearth. Judging by the description of the well-known invention, the firing period is at least 24-72 hours. As a result of high-temperature long-term firing with uneven current load, interblock carbon seams are destroyed, the productivity of the cell and its service life are reduced, the grade of aluminum obtained due to the penetration of liquid aluminum into the hearth is overused electric power.
Как показывают практические результаты, двухсуточный высокотемпературный обжиг с применением борного ангидрида также не устраняет возможности разрушения межблочных швов и растрескивания подовых блоков. Все это приводит к проникновению жидкого алюминия в подину, снижению сортности получаемого алюминия и срока службы электролизера. Вышеуказанные недостатки не позволяют внедрить известный и подобные способы в промышленных масштабах. As practical results show, two-day high-temperature firing using boric anhydride also does not eliminate the possibility of destruction of interblock seams and cracking of hearth blocks. All this leads to the penetration of liquid aluminum into the hearth, reducing the grade of the obtained aluminum and the life of the cell. The above disadvantages do not allow the introduction of known and similar methods on an industrial scale.
В ходе наблюдений обжига алюминиевых электролизеров установлено, что напряжение на электролизере после подключения на обжиг снижается, достигает своего наименьшего установившегося значения в течение 10-12 ч. Это указывает на установившуюся электропроводность анода и подины, появление скоксованных участков межблочных швов. Дальнейшая выдержка электролизера на напряжении менее 4,0 В приводит к медленному коксованию швов подины, непроизводительному расходу электроэнергии и простою электролизера, появлению возможности фильтрации жидкого алюминия в медленно коксующиеся межблочные швы. During observations of firing aluminum electrolysis cells, it was found that the voltage across the electrolyzer decreases after connecting to firing, reaches its lowest steady state value within 10-12 hours. This indicates the steady state conductivity of the anode and hearth, the appearance of coked sections of interblock joints. Further exposure of the electrolyzer to a voltage of less than 4.0 V leads to slow coking of the bottom seams, unproductive energy consumption and downtime of the electrolyzer, and the possibility of filtering liquid aluminum into slowly coking interlock seams.
Целью изобретения является повышение срока службы электролизера и сортности получаемого алюминия, снижение расхода электроэнергии и непроизводительного периода электролизера. Поставленная цель достигается тем, что по достижении на электролизере наименьшего установившегося напряжения после подключения в электрическую цепь напряжение увеличивают и поддерживают в пределах 4,2-5,0 В при отсутствии анодного эффекта ("вспышки"). Перед заливкой жидкого алюминия загружают пусковое сырье по периферии шахты в последовательности: слой криолита, слой оборотного электролита и глинозем в произвольных соотношениях, причем период обжига электролизера составляет 18-40 ч, а подключение электролизера в электрическую цепь осуществляют до затвердевания жидкого алюминия, залитого на подину. The aim of the invention is to increase the service life of the cell and the grade of the obtained aluminum, reducing energy consumption and unproductive period of the cell. This goal is achieved by the fact that after reaching the lowest steady-state voltage on the electrolyzer after connecting to the electric circuit, the voltage is increased and maintained within 4.2-5.0 V in the absence of an anode effect ("flash"). Before pouring liquid aluminum, starting raw materials are loaded on the periphery of the mine in the sequence: cryolite layer, reverse electrolyte layer and alumina in arbitrary proportions, the electrolyzer firing period being 18-40 hours, and the electrolyzer is connected to the electric circuit until the liquid aluminum solidified on the bottom solidifies .
Увеличение напряжения на электролизере сразу по достижении его наименьшего равновесного, установившегося значения до верхних предельных значений, граничащих с анодным эффектом ("вспышкой"), позволяет исключить период непроизводительной работы электролизера. Дальнейшее быстрое увеличение напряжения повышает скорость коксования углеродистой подовой массы межблочных швов. Это снижает вероятность проникновения жидкого алюминия в подину за счет упрочнения ее конструкции. Выдержка электролизера при напряжении 4,2-5,0 В позволяет поддерживать высокую скорость коксования межблочных швов и разогрев электролизера с возрастанием температуры от центра подины к периферии независимо от вида загружаемого пускового сырья, его последовательности и без необходимости поддержания определенного графика изменения напряжения. An increase in the voltage on the electrolyzer immediately after reaching its lowest equilibrium, steady-state value to the upper limit values, bordering on the anode effect (“flash”), eliminates the period of unproductive operation of the electrolyzer. A further rapid increase in stress increases the coking rate of the carbon bottom mass of the interblock seams. This reduces the likelihood of liquid aluminum penetrating into the hearth due to the hardening of its structure. Holding the cell at a voltage of 4.2-5.0 V allows you to maintain a high coking rate of interblock seams and heating the cell with increasing temperature from the center of the hearth to the periphery, regardless of the type of feed starting material, its sequence and without the need to maintain a specific voltage change schedule.
Поддержание напряжения обжига в пределах 4,2-5,0 В без анодного эффекта ("вспышки") позволяет эффективнее использовать выделяющееся джоулево тепло в пространстве "анод-подина". Происходит интенсивный разогрев алюминия и подины без непроизводительной потери тепла в атмосферу и "теплового удара"; сохраняется равномерность плотности тока в электролизере при максимальном перегреве расплава и при заливке электролита на пуске. Это снижает величину "теплового удара". Maintaining the firing voltage in the range of 4.2-5.0 V without the anode effect ("flash") allows more efficient use of the generated Joule heat in the "anode-bottom" space. Intensive heating of aluminum and hearth occurs without unproductive loss of heat to the atmosphere and "heat stroke"; the current density in the electrolyzer remains uniform at maximum overheating of the melt and during electrolyte filling at start-up. This reduces the amount of heat stroke.
В результате все это приводит к большей равномерности плотности тока в подине, снижению периода обжига, расхода электроэнергии, вероятности проникновения жидкого алюминия в подину. As a result, all this leads to a more uniform current density in the hearth, a reduction in the firing period, energy consumption, and the likelihood of liquid aluminum penetrating into the hearth.
Поддержание напряжения обжига в пределах 4,2-5,0 В позволяет также получать расплавленное пусковое сырье уже в первые сутки обжига. Электролит подтекает под слой жидкого алюминия и попадает на коксующиеся межблочные швы, проникает в образующиеся поры и заполняет их, вытесняя из пор и трещин жидкий алюминий. Относительно низкая величина перегрева расплавленного электролита, содержащего глинозем, приводит к постепенному образованию корундов, цементирующих подину в межблочных швах. Это предотвращает фильтрацию жидкого алюминия в подину. Maintaining the firing voltage in the range of 4.2-5.0 V also makes it possible to obtain molten starting raw materials on the first day of firing. The electrolyte leaks under a layer of liquid aluminum and enters coking interblock joints, penetrates into the formed pores and fills them, displacing liquid aluminum from the pores and cracks. The relatively low value of overheating of the molten electrolyte containing alumina leads to the gradual formation of corundums cementing the hearth in the interblock seams. This prevents liquid aluminum from being filtered into the bottom.
Загрузка пускового сырья по периферии шахты в последовательности: слой криолита, слой оборотного электролита в жидкий криолит нижнего слоя; происходит также подплавление оборотного электролита. Таким образом, быстро образуется значительный объем жидкого слоя расплава, проникающий под слой жидкого металла (в данном случае относительный перегрев металла, находящегося под анодом, выше, чем относительный перегрев электролита, находящегося за пределами анода). Происходит "подпитка" коксующихся швов пересыщенным электролитом. Это повышает эффективность защиты межблочных швов от проникновения жидкого алюминия при возрастании температуры расплава в пусковой период, когда относительный перегрев алюминия становится меньше, чем электролита, и электролит всплывает. Произвольное соотношение компонентов упрощает реализацию способа. При этом синтетический криолит может быть заменен на более легкоплавкий смешанный (регенерированный и флотационный), получаемый в условиях алюминиевого завода. Loading starting feedstock along the periphery of the mine in the sequence: cryolite layer, reverse electrolyte layer into liquid cryolite of the lower layer; Remelting electrolyte is also melted. Thus, a significant volume of the liquid melt layer is quickly formed, penetrating under the liquid metal layer (in this case, the relative overheating of the metal under the anode is higher than the relative overheating of the electrolyte outside the anode). There is a "feed" of coking seams with a supersaturated electrolyte. This increases the efficiency of protecting interblock joints from the penetration of liquid aluminum with increasing melt temperature in the start-up period, when the relative overheating of aluminum becomes less than that of the electrolyte, and the electrolyte floats. An arbitrary ratio of components simplifies the implementation of the method. In this case, synthetic cryolite can be replaced by a more fusible mixed (regenerated and flotation), obtained in an aluminum plant.
В результате снижения теплопотерь, эффективного распределения тепла, разогрева электролизера и упрочнения межблочных швов появляется возможность снижения периода обжига, предотвращения фильтрации жидкого металла в подину, перерасхода электроэнергии. As a result of reducing heat loss, efficient heat distribution, heating the cell and hardening the interblock seams, it becomes possible to reduce the firing period, prevent the filtration of liquid metal into the hearth, and waste energy.
Подключение электролизера в цепь до затвердевания алюминия, залитого на подину, снижает неравномерность токовой нагрузки в период обжига, расход электроэнергии и период начала подплавления криолита, что улучшает качество защиты межблочных швов. Connecting the electrolyzer to the circuit until the solidification of the aluminum, cast on the bottom, reduces the unevenness of the current load during the firing period, energy consumption and the period of the beginning of melting of cryolite, which improves the quality of protection of interlock joints.
Пример реализации способа. An example implementation of the method.
После монтажа электролизеров типа С-8Б на силу тока 156 кА, на подину первого опытного электролизера засыпают вокруг анода 1650 кг глинозема и образуют слой толщиной 110 м (прототип, свидетель). На подину второго электролизера загружают борную кислоту в количестве 9 кг (0,3 мас.), засыпают вокруг анода 1650 кг глинозема, образуя слой 110 м толщины (известный, свидетель 2). На подину третьего электролизера загружают борную кислоту в количестве 9 кг (0,3 мас.), фторсоли, криолит и оборотный электролит (свидетель 3). На подину четвертого и пятого электролизеров (опытные) вокруг анодопроизвольно засыпают слой криолита, причем в пятый электролизер криолит смешанный, состоящий из смеси регенерированного и флотационного, получаемых путем переработки отходов производства в условиях алюминиевого завода, имеющий температуру плавления существенно ниже, чем у синтетического (свежего) криолита; сверху оборотный дробленый электролит с заполнением пространства "борт-анод" на высоту шахты и глинозем (по предлагаемому способу). After the installation of S-8B type electrolyzers at a current strength of 156 kA, 1650 kg of alumina are poured around the anode on the bottom of the first experimental electrolyzer and form a layer 110 m thick (prototype, witness). Boric acid in the amount of 9 kg (0.3 wt.) Is loaded onto the bottom of the second electrolyzer, 1650 kg of alumina are poured around the anode, forming a layer of 110 m of thickness (known witness 2). Boric acid in the amount of 9 kg (0.3 wt.), Fluorine salts, cryolite and reverse electrolyte are loaded onto the bottom of the third electrolyzer (witness 3). A layer of cryolite is sprinkled around the anode of the fourth and fifth electrolytic cells (experimental) around the anode, and a mixed cryolite, consisting of a mixture of regenerated and flotation obtained from processing waste in an aluminum smelter, has a melting point significantly lower than that of a synthetic (fresh) one around the anode ) cryolite; top crushed reverse electrolyte with filling the space "board-anode" to the height of the shaft and alumina (by the proposed method).
В обоих опытных элетролизерах на подину заливают жидкий алюминий в количестве 5000 кг в каждый и подключают на обжиг пятый электролизер с жидким алюминием на подине согласно предлагаемому способу. Остальные четыре электролизера подключают в электрическую цепь после затвердевания алюминия на подине. Обжиг ведут: на трех первых элекролизерах-свидетелях в течение двух, трех и четырех суток соответственно; на четвертом электролизере 40 ч и на пятом 18 ч согласно предлагаемому способу. Пуск на электролизер осуществляют по известному способу путем заливки жидкого электролита. In both experimental electrolyzers, liquid aluminum in the amount of 5000 kg each is poured onto the bottom and the fifth electrolyzer with liquid aluminum on the bottom is connected to the firing according to the proposed method. The remaining four electrolyzers are connected to the electric circuit after solidification of aluminum on the bottom. They are fired: on the first three witness electrolyzers for two, three and four days, respectively; on the
Результаты измеренных параметров опытных электролизеров и свидетелей, тщательного обследования подин в период обжига и послепусковой период отражены в таблице. The results of the measured parameters of the experimental electrolyzers and witnesses, a thorough examination of the hearth during the firing period and the post-launch period are shown in the table.
Сравнение результатов обжига опытных электролизеров показывает, что поддержание напряжения выдержки в пределах 4,5-5,0 В после установившегося нижнего значения напряжения позволяет сократить общий период обжига электролизера до 40 ч, а при наличии жидкого алюминия в момент подключения электролизера в электрическую цепь и при напряжении выдержки 4,2-4,7 В сокращается период обжига до 18 часов. При этом падение напряжения в подинах опытных электролизеров снижается на 60-150 мВ, что указывает на высокую электропроводность подины: равномерность токовой нагрузки подтверждается меньшей разностью по сравнению со свидетелями. Comparison of the firing results of experimental electrolytic cells shows that maintaining the exposure voltage within 4.5-5.0 V after a steady lower voltage value reduces the total firing period of the cell to 40 hours, and in the presence of liquid aluminum when the cell is connected to the electric circuit, holding voltage of 4.2-4.7 V, the firing period is reduced to 18 hours. In this case, the voltage drop in the hearths of the experimental electrolyzers is reduced by 60-150 mV, which indicates a high electrical conductivity of the hearth: the uniformity of the current load is confirmed by a smaller difference compared with the witnesses.
Сравнение параметров послепускового периода (через 20 сут после пуска) указывает на лучшее качество обжига опытных электролизеров по заявляемому способу. Так, снижение напряжения в подине составило 3-8 мВ, в то время как на электролизерах-свидетелях 10-20 мВ, что указывает на проникновение жидкого алюминия в локальные участки подины. Это подтверждается высокой разностью токовой нагрузки по катодным стержням у электролизеров-свидетелей, температурой днища и сортностью алюминия-сырца. Тщательное обследование подин указывает на лучшее состояние подин опытных электролизеров. A comparison of the parameters of the post-launch period (20 days after start-up) indicates the best quality of firing of experimental electrolyzers according to the claimed method. So, the voltage reduction in the hearth was 3-8 mV, while in the electrolytic cells-witnesses 10-20 mV, which indicates the penetration of liquid aluminum into the local areas of the hearth. This is confirmed by the high difference of the current load across the cathode rods of witness electrolysis cells, the temperature of the bottom and the grade of raw aluminum. A thorough inspection of the hearth indicates the best condition of the hearths of the experienced electrolyzers.
Таким образом, предлагаемый способ обжига электролизера позволяет повысить срок его службы, сортность получаемого алюминия, снизить расход электроэнергии и период непроизводительной работы электролизера. Thus, the proposed method of firing the electrolyzer can increase its service life, grade obtained aluminum, reduce energy consumption and the period of unproductive work of the electrolyzer.
Способ прост в осуществлении, не требует дополнительных трудозатрат. The method is simple to implement, does not require additional labor.
Одним из существенных отличий предлагаемого способа является возможность применения шихты пускового сырья в произвольных соотношениях. Возможна также замена дорогостоящего синтетического (свежего) криолита на смешанный (регенерированный и флотационный), более легкоплавкий. One of the significant differences of the proposed method is the possibility of using a mixture of starting materials in arbitrary proportions. It is also possible to replace expensive synthetic (fresh) cryolite with mixed (regenerated and flotation), more fusible.
Claims (4)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU94023407A RU2092619C1 (en) | 1994-06-20 | 1994-06-20 | Method of burning aluminium electrolyzer |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU94023407A RU2092619C1 (en) | 1994-06-20 | 1994-06-20 | Method of burning aluminium electrolyzer |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU94023407A RU94023407A (en) | 1997-02-27 |
RU2092619C1 true RU2092619C1 (en) | 1997-10-10 |
Family
ID=20157479
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU94023407A RU2092619C1 (en) | 1994-06-20 | 1994-06-20 | Method of burning aluminium electrolyzer |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2092619C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1308492C (en) * | 2004-05-14 | 2007-04-04 | 中国铝业股份有限公司 | Aluminum electrolytic tank calcining method |
-
1994
- 1994-06-20 RU RU94023407A patent/RU2092619C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР N 1401926, кл. C 25 C 3/06, 1988. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1308492C (en) * | 2004-05-14 | 2007-04-04 | 中国铝业股份有限公司 | Aluminum electrolytic tank calcining method |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU94023407A (en) | 1997-02-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
DE69532052T2 (en) | Horizontal cathode surface drained with recessed grooves for aluminum electrical extraction | |
DE69809202T2 (en) | ALUMINUM MANUFACTURING CELL AND CATHODE | |
US5227045A (en) | Supersaturation coating of cathode substrate | |
US3502553A (en) | Process and apparatus for the electrolytic continuous direct production of refined aluminum and of aluminum alloys | |
US5158655A (en) | Coating of cathode substrate during aluminum smelting in drained cathode cells | |
DE2446668A1 (en) | METHOD OF MELT FLOW ELECTROLYSIS WITH UNUSABLE ANODES | |
US3405043A (en) | Method of producing silicon and electrolytic cell therefor | |
RU2092619C1 (en) | Method of burning aluminium electrolyzer | |
DE69837966T2 (en) | CELL FOR ALUMINUM MANUFACTURE WITH DRAINABLE CATHODE | |
US3738918A (en) | Reduction of aluminum with improved reduction cell and anodes | |
US3756929A (en) | Method of operating an aluminium oxide reduction cell | |
RU2082828C1 (en) | Method of mounting bottom aluminium electrolyzer | |
RU2080416C1 (en) | Method of putting in operation of aluminium electrolyzer after firing | |
SU1420075A1 (en) | Method of roasting and starting aluminium electrolyzer | |
US3776823A (en) | Process for starting operation of a fused salt electrolytic cell | |
NO168941B (en) | PROCEDURE FOR THE PREPARATION OF MERCAPTOACYLPROLIN. | |
SU740866A1 (en) | Method of burning and starting electrolyzer for aluminium production | |
RU2164556C2 (en) | Method for protecting graphite lining of aluminium cell | |
SU1740499A1 (en) | Method of roasting and starting electrolyzer for obtaining aluminium | |
CN1028118C (en) | Roasting method for self-roasting tank for aluminium electrolysis | |
SU704308A1 (en) | Method of roasting electrolyzers for production of aluminium | |
DE60021411T2 (en) | ALUMINUM ELECTRIC RECOVERY CELL WITH AGAINST THE MELTED ELECTROLYTIC RESISTANT SIDE WALLS | |
RU1772219C (en) | Method of aluminium production | |
US1882525A (en) | Process for the electrolytic production of metals of the alkalis or alkaline earths | |
CN117779114A (en) | Roasting starting method of large-sized prebaked aluminum electrolysis cell |