戎妍

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摘 要

现设计一个年产95万吨氧化铝车间，设计生产方法采用目前工艺流程最简单，综合能耗较低的拜耳法。本设计进行了各项冶金指标数据的计算，包括全厂物料平衡计算、全厂工艺设备的选择与计算、高压溶出车间工艺流程及工艺条件的选择与论证、高压溶出车间热平衡计算以及高压溶出车间主要工艺设备的选择与计算。粉碎设备中采用圆锥破碎机，用棒磨机进而水力旋流器的短筒球磨机进行作业。赤泥洗涤设备采用大型平地沉降槽。在进行铝酸钠溶液分解过程中，冷却时采用板式热交换器。种分母液分解蒸发采用五效降膜蒸发器，在高压溶出车间中采用我国自行研发的管道预热—停留罐溶出技术。同时对厂区进行环境保护的论证，最后形成了工程图纸。

关键词：拜耳法；氧化铝；五效降膜蒸发器；管道预热—停留罐溶出

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Abstract:

Now designed annual output of 850,000 tons of alumina a factory design and production methods of the present process using the most simple, comprehensive energy consumption of a low lime Bayer. The design of various metallurgical calculation of index data, including the whole plant material balance calculation, the whole plant selection and calculation of process equipment, high pressure leaching process and plant selection and demonstration of process conditions, high pressure leaching plant heat balance calculations and high pressure leaching plant major process equipment selection and calculation. Grinding equipment used cone crusher, and then with the rod mill ball mill hydrocyclone Duantong operate. Red mud washing equipment using large-scale ground subsidence trough. During the decomposition of sodium aluminate solution, the cooling plate heat exchanger used. Seed decomposition liquor evaporation using a five-effect falling film evaporator, high pressure leaching plant in our own research and development in the pipeline with warm - stay tank leaching technology. At the same time demonstration plant for environmental protection, and finally formed the engineering drawings.

Key word: Bayer; Alumina; Five-effect falling film evaporator; Pipes warm - stay dissolution tank

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1 综述 ................................................................................................................................ 1

1.1我国铝土矿资源分布及其特点 .......................................................................... 1 1.2我国氧化铝工业概况 .......................................................................................... 2 1.3我国氧化铝基本生产方法 .................................................................................. 2

1.3.1烧结法 ....................................................................................................... 3 1.3.2拜耳—烧结联合法 ................................................................................... 3 1.3.3拜耳法 ....................................................................................................... 3 1.4拜耳法生产氧化铝 .............................................................................................. 4

1.4.1主要生产过程 ........................................................................................... 4 1.4.2生产基本流程 ........................................................................................... 4 1.4.3拜耳法的特点 ........................................................................................... 5 1.5氧化铝厂设计的作用 .......................................................................................... 5 1.6设计主要内容 ...................................................................................................... 5 2 物料衡算 ........................................................................................................................ 6

2.1全厂主要生产工艺流程 ...................................................................................... 6 2.2原料成分及主要工艺技术条件 .......................................................................... 6

2.2.1原料成分 ................................................................................................... 6 2.2.2主要工艺技术条件 ................................................................................... 7 2.3生产过程物料衡算 .............................................................................................. 8

2.3.1氧化铝总回收率 ....................................................................................... 8 2.3.2原矿浆配制 ............................................................................................... 8 2.3.3高压溶出 ................................................................................................. 14 2.3.4矿浆稀释、赤泥分离及洗涤 ................................................................. 15 2.3.5精液分解和种分母液蒸发 ..................................................................... 24 2.3.6氢氧化铝焙烧 ......................................................................................... 27 2.3.7主要技术经济指标 ................................................................................. 27 2.4全厂物料流量表 ................................................................................................ 28 3 工艺设备的选择与计算 .............................................................................................. 31

3.1 矿石粉碎设备 ................................................................................................... 31

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3.2 铝土矿溶出设备 ............................................................................................... 31 3.3 赤泥的分离与洗涤设备 ................................................................................... 32

3.3.1分离设备 ................................................................................................. 32 3.3.2 洗涤设备 ................................................................................................ 33 3.4 初液控制过滤设备 ........................................................................................... 33 3.5 铝酸钠溶液分解设备 ....................................................................................... 34

3.5.1 分解原液冷却设备 ................................................................................ 34 3.5.2 种分解槽的选择与计算 ........................................................................ 35 3.5.3 氢氧化铝分离和洗涤设备 .................................................................... 36 3.6 氢氧化铝焙烧设备 ........................................................................................... 36 3.7 种分母液蒸发设备 ........................................................................................... 37 4高压溶出车间工艺流程及工艺条件的选择与论证 ................................................... 38 5 高压溶出车间热平衡计算 .......................................................................................... 40

5.1 溶出矿浆自蒸发级数的确定 ........................................................................... 40 5.2 各级自蒸发器参数 ........................................................................................... 40 5.3 矿浆的自蒸发水量 ........................................................................................... 40 5.4 原矿浆由溶出矿浆的自蒸发蒸汽预热的温度 ............................................... 41 5.5 原矿浆由新蒸汽冷凝水预热的温度 ............................................................... 43 5.6 原矿浆预热后的温度 ....................................................................................... 45 5.7 进出各级预热器的蒸汽与矿浆的平均温度差 ............................................... 47 6 高压溶出车间主要工艺设备的选择与计算 .............................................................. 49

6.1预热器的选择与计算 ........................................................................................ 49

6.1.1预热器的传热面积计算公式 ................................................................. 50 6.1.2预热器的规格及数量 ............................................................................. 53 6.2 自蒸发器的选择与计算 ................................................................................... 53 6.3油压泵的选择与计算 ........................................................................................ 55

6.3.1溶出器系统的阻力损失计算方法 ......................................................... 55 6.3.2溶出器系统阻力损失的计算 ................................................................. 56 6.3.3 1号自蒸发器的矿浆饱和蒸气压 .......................................................... 58

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6.3.4油压泵的总工作压力 ............................................................................. 58 6.3.5油压泵的选型与数量 ............................................................................. 58

7环境保护和综合利用 ................................................................................................... 59

7.1氧化铝厂对环境的影响 .................................................................................... 59

7.1.1废气和粉尘的污染 ................................................................................. 59 7.1.2废水的污染 ............................................................................................. 59 7.1.3赤泥的污染 ............................................................................................. 59 7.2处理方法 ............................................................................................................ 60

7.2.1 化工污水的一般处理方法 .................................................................... 60 7.2.2 废渣的处理 ............................................................................................ 60 7.2.3 废气的处理 ............................................................................................ 60 结论 .......................................................................................................................... 61 致谢 .......................................................................................................................... 62 参考文献 .................................................................................................................. 63

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1 综述

1.1我国铝土矿资源分布及其特点

铝在地壳中的平均含量为8.8%，仅次于氧和硅而居于第三位。由于铝的化学性质活泼，它在自然界中只以化合物状态存在。地壳中的含铝矿物约有250种，其中约40%是各种铝硅酸盐。铝土矿储量丰富的国家有几内亚、澳大利亚、巴西、牙买加、印度、苏里南、前苏联、中国、印度尼西亚及希腊等国[1]。

国外铝土矿的一般特点是多数为三水铝石型，但欧洲以一水软铝石型居多，希腊为一水硬铝石-一水软铝石型，前苏联则各种类型都有。从化学成分来看，国外多数铝土矿的硅含量较低，铝硅比较高，而铁含量一般也较高。

根据目前已探明的情况，国内铝土矿主要分布在河南、山西、广西、贵州及山东等省。我国铝土矿的一般特点是高铝、高硅、低铁，即氧化铝含量高，氧化硅含量高，但铝硅比较低，除广西平果少数矿区的铝硅比指标能达到10以上外，多数在4~7之间。从矿石类型来说，绝大多数为一水硬铝石-高岭石型，仅广东、福建、海南有少量三水铝石型铝土矿，但铝硅比都较低。

目前我国利用自己的铝土矿生产氧化铝。国内各省区的铝土矿平均品位见表1.1[2]

表1.1 国内各省区的铝土矿平均品位表

地区 山西 贵州 河南 广西 山东

三氧化二铝 62.35 65.75 65.32 54.83 55.53

二氧化硅 11.58 9.04 11.78 6.43 15.8

三氧化二铁

5.78 5.48 3.44 18.92 8.78

A/S 5.38 7.27 5.54 8.53 3.61

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1.2我国氧化铝工业概况

我国具有较丰富的铝土矿资源，迄今已探明保守储量为23亿吨，具备发展氧化铝工业的资源条件。据2009年得统计数据，国内的氧化铝产量达到2300万吨。氧化铝生产企业主要分布在河南、山东、山西、贵州、广西壮族自治区等。

氧化铝工业的迅速发展不同于以往的低水平重复建设，而是上规模、高水平，优化了结构，极大的提升了我国氧化铝工业的整体水平和竞争力。但是，如果这种投资热继续无序膨胀，势必造成产品相对过剩。

投资氧化铝工业的风险性与电解铝等其他行业在以下方面又有所不同： （1）氧化铝工艺技术相对复杂。通常情况下，项目从设计、开工到形成产能需要2~3年时间，投入高，风险较高；

（2）现货市场的氧化铝价格跌宕起伏，而供求双方的信息不对称又进一步加剧了氧化铝价格起伏不定的局势，进而将影响氧化铝项目的投资收益；

（3）在项目试车、投产和日后生产组织管理等方面，需要一大批精通氧化铝工艺技术和具有实践经验的老专家及技术工人；

（4）对资源和能源依赖度日益增强。随着国内外资源竞争日趋激烈，适合氧化铝工业发展的优质资源日趋稀缺，投资氧化铝工业必须考虑项目的经济服务年限。

针对目前氧化铝工业发展迅速的情况，避免电解铝行业所出现的无序膨胀问题，有以下5点建议：

（1）根据资源保障程度控制氧化铝建设总规模； （2）优化氧化铝工业布局；

（3）严格氧化铝发展的技术政策和经济规模； （4）优化资源配置，保证布局内重点项目建设；

（5）选矿—拜耳法生产氧化铝是解决氧化铝工业发展的重要途径。[3]

1.3我国氧化铝基本生产方法

我国氧化铝工业从二十世纪五十年代的烧结法起步。经历了半个世纪的发展历程，逐渐形成了碱法、酸法、酸碱联合法和热法四类，但目前用于工业生产的只有碱法。

碱法生产氧化铝，是用碱来处理矿石，使矿石中的氧化铝转变成铝酸钠溶液。矿

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石中的铁、钛等杂志和绝大部分硅则成为不溶解的化合物，将不溶解的残渣（赤泥）与溶液分离，经洗涤后弃去或综合利用，以回收其中的有用部分。纯净的铝酸钠溶液分解析出氢氧化铝，经于母液分离、洗涤后进行焙烧，得到氧化铝产品。分解母液可循环利用，处理另一批矿石。

碱法生产氧化铝又分为拜耳法、烧结法和拜耳—烧结联合法等。 1.3.1烧结法

烧结法是将矿石、碱粉、石灰石混合配料，先进行高温烧结，使矿石中氧化铝生成固体铝酸钠，三氧化二铁生成可以水解的铁酸钠，而二氧化硅与氧化钙生成不溶性的原硅酸钙(2CaO·SiO 2)，再用稀碱液溶出烧结块—熟料，使铝酸钠进入溶液与赤泥分离。含有部分二氧化硅的溶液经脱硅后得到铝酸钠溶液精制液，通入二氧化碳气体使之分解得到氢氧化铝及母液。母液经蒸发后补充适当的碱粉与下批矿石及石灰配料烧结。洗涤后的氢氧化铝经焙烧得到氧化铝。[4] 1.3.2拜耳—烧结联合法

一般来说，拜尔法具有流程简单，投资较少，产品质量高，生产成本较低的优点。但处理低品位矿石时其优越性较差，而且还要消耗价格昂贵的苛性碱。

烧结法的优点是可以处理品位较低矿石，而且只消耗价格便宜的碳酸钠，与拜尔法相比，在同样的条件下(处理低品位矿时)，烧结法的碱耗较低，氧化铝总回收率较高，但流程复杂，投资较大，产品氧化铝质量较差，成本较高。因此含硅很低的优质铝土矿就采用拜尔法，含硅高，铝硅比较低的铝矿石，一般采用烧结法。

为了充分利用矿产资源，综合两种方法的优点，以提高氧化铝总回收率，提高产品质量，降低生产成本，将两种方法联合起来使用，这样就产生了拜耳—烧结联合法。联合法又分为串联、并联、混联法。并联法是用拜尔法处理高品位矿，烧结法处理低品位矿；串联法中烧结法只处理拜尔法赤泥；将拜尔法赤泥同时配一些低品位矿石可改善大窑的操作，这种将串联和并联结合起来的方法叫做混联法。[5] 1.3.3拜耳法

拜尔法是直接以苛性钠溶液处理铝土矿，使矿石中氧化铝生成铝酸钠，而矿石中的二氧化硅则成为不溶性残渣—赤泥，与铝酸钠溶液分离，将净化后的铝酸钠溶液进行搅拌分解，再经过滤分离得到氢氧化铝，经洗涤后焙烧成氧化铝，分离所得的大量苛性碱溶液称为母液，母液经蒸发再用于处理下一批矿石。

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1.4拜耳法生产氧化铝

1.4.1主要生产过程

拜耳法生产氧化铝包括四个主要过程：

（1）用高摩尔比（即铝酸钠溶液中的Na2O与Al2O3摩尔比为3.4左右）的分解母液溶出铝土矿中的氧化铝，使溶出液的摩尔比达到1.5~1.6；

（2）稀释溶出矿浆，分离出精致铝酸钠溶液（精液）； （3）精液加晶种分解（种分）；

（4）分解母液蒸发至苛性碱的浓度达到溶出要求（Na2O为230~280g/L） 1.4.2生产基本流程

拜耳法生产氧化铝的基本流程见图2.1。

图2.1 拜耳法生产基本流程

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1.4.3拜耳法的特点

（1）适合处理高铝硅比矿石，一般要求A/S大于9，且需消耗价格昂贵的苛性碱； （2）流程简单，能耗低，产品成本低； （3）产品质量好，纯度高。

选矿拜耳法与国内现行的主要生产方法比较，建设投资节省15%～20%，生产成本降低10%，能耗降低 50%。采用选矿拜耳法处理高品位铝土矿（A/S=10以上）与常规拜耳法厂比较，工艺流程相似，其各项主要生产能耗指标基本相当。因此，采用选矿拜耳法生产氧化铝，处理我国中等品位一水硬铝石型铝土矿生产氧化铝，经济效益和社会效益显著，是解决我国氧化铝工业发展的重要途径。[6]

1.5氧化铝厂设计的作用

随着近代氧化铝工业快速发展，氧化铝厂设计的作用越来越重要：

（1）在氧化铝生产中，通过运用氧化铝设计方面的知识和方法，可以实现对氧化铝厂的改造和扩建，同时对工艺流程进行评价，消除薄弱环节和不合理现象，同时挖掘生产潜力。

（2）设计是氧化铝厂基本建设的一个首要环节，是对项目在技术经济等方面进行全面安排和规划的过程，对工程建设起着关键性的作用。

（3）氧化铝厂设计对新厂建设、老厂改造挖潜都具有极其重要的作用，工程设计是生产的前导，是将科技成果转变为生产力的桥梁和纽带。做好工程设计工作，对工程项目建设中节约投资和建成投产后取得好的经济效益起着决定性作用。[7]

1.6设计主要内容

本设计生产方法采用目前工艺流程最简单，综合能耗较低的石灰拜耳法。进行了各项冶金指标数据的计算，包括全厂物料平衡计算、全厂工艺设备的选择与计算、高压溶出车间工艺流程及工艺条件的选择与论证、高压溶出车间热平衡计算以及高压溶出车间主要工艺设备的选择与计算。同时对厂区进行环境保护的论证。最后形成了设计说明书以及工程图纸。

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2 物料衡算

2.1全厂主要生产工艺流程

全厂主要生产工艺流程见图2.1。

图2.1 全厂主要生产工艺流程

2.2原料成分及主要工艺技术条件

2.2.1原料成分

（1）铝土矿和石灰成分见表2.1。

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表2.1 铝土矿及石灰（%）

成分 成项目 目铝土矿(%) 石灰(%) 项分Al2O3 SiO2 7.59 2.00 Fe2O3 2.25 1.00 CaO 0 89.00 灼减 14.00 4.00 其他 1.00 0.50 TiO2 3.76 0 总计 99.50 99.00 70.90 2.50 注：铝土矿中灼减14.00%（CO20.50%，其余为结晶水）。 石灰中灼减4.0%全部为CO2

（2）循环母液：Na2OK（nK循）240g/L，Na2OC（nC循）32g/L，（MR）循3.45，?1.32g/cm3（95℃时的密度）。

（3）补充碱液：Na2OK（nK补碱）440g/L，?2.2.2主要工艺技术条件

（1）铝土矿溶出过程中发的石灰添加量：为铝矿石质量的8.00%； （2）溶出赤泥：A/S=1.15；N/S=0.50；灼减（结晶水）为10%； （3）溶出液水解损失的Al2O3：矿石中Al2O3质量的1%； （4）稀释液：Al2O3140 g/L，（MR）稀1.60，?稀1.26 g/cm3； （5）赤泥分离沉降槽底流液固比（L/S）：5.5； （6）赤泥末次洗涤沉降槽底流L/S：2.5； （7）每吨干赤泥的赤泥附液损失：Na2OT8㎏；

（8）种分分解率53.62%，种分浓缩率5%，每吨Al2O3种分吸收CO21.5㎏。 （9）Al(OH)3滤饼含水率12%，按每吨Al2O3计算的Al(OH)3洗水量为1.35t；

补碱

循

1.43g/cm3。

（10）成品Al2O3等级：一级品（Al2O398.6%，SiO20.02%，Fe2O30.03%，Na2OT0.5%，灼减0.8%）；

（11）苛化碱液：Na2OK（nK苛）100 g/L，?苛1.13 g/cm3；

（12）机械损失：Al2O3湿法系统损失1.5%，焙烧损失1.0%；按每吨Al2O3计算的Na2OT损失20.0㎏（NT机损总包括赤泥附液碱损失）。

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2.3生产过程物料衡算

以生产1t成品氧化铝为计算基础。 2.3.1氧化铝总回收率

?A总?100%?A总损（%）式中：

?A总——氧化铝总回收率，%。

100%——以生产1t成品氧化铝所需铝土矿和石灰中的Al2O3质量为计算基础。 氧化铝生产中Al2O3的总损失：

A总损= A化+ A水+ A机+ A焙

式中：

A水——铝酸钠溶液水解的Al2O3损失； A机——湿法系统的Al2O3机械损失； A焙——Al(OH)3焙烧过程的Al2O3损失；

A化——Al2O3化学损失，即溶出过程中生成含水铝硅酸钠等不 溶物成为赤泥所造成的Al2O3损失，%，即：

A化?%???S矿?S石??（A/S）赤A矿?A石?%?

S矿和S石、A矿和A石——处理1t（或㎏）铝土矿和添加的石灰中所含有的SiO2、Al2O3的质量（t或㎏）；

（A/S）赤——干泥中Al2O3和SiO2的质量比，即：

A化?%???1?7.59%?1?8%?2%??1.15?12.54%

1?70.90%?1?8%?2.5%则：

A总损= 12.54%+ 1.0%+ 1.5%+ 1.0%=16.04%

所以：

?A总?100%?16.04%?83.96%

2.3.2原矿浆配制

溶出过程的进出物料及其含碱（包括化学成分和形态变化）示意图如图2.2所示。

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铝土矿、石灰

苛化碱液 N苛

（1）1t成品氧化铝所需铝土矿：

赤泥 N化

图2.2 溶出过程的进出物料及其含碱示意图

溶出 溶出液 N溶 N转

循环母液 NK循

补充碱液N耗

Q矿?式中：

?A矿?A石??A总A成

Q矿——生产1t成品氧化铝所需铝土矿质量，㎏； A成——生产1t成品氧化铝中的纯Al2O3质量，㎏； 即：

Q矿?1000?98.6%?1651.714?kg?

?1?70.90%?1?8%?2.5%??83.96%其中各成分量如下： Al2O3： SiO2： Fe2O3： TiO2： CaO： 灼减CO2：

Q矿?A矿?%?Q矿?S矿?%?=1651.714

?70.9%=1171.065（kg）

=1651.714

?7.59%=125.365（kg） ?2.25%=37.163（kg） ?3.76%=62.104（kg）

Q矿?F矿?%?Q矿?T矿?%?=1651.714

=1651.714

Q矿?Ca矿?%?=1651.714?0.5%=8.259（kg）

Q矿?0.5%=1651.714?0.5%=8.259（kg）

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H2O：

Q矿?13.5%=1651.714?13.5%=222.981（kg）

（2）生产1t产品氧化铝需配入的石灰量：

Q石=Q矿?8%=1651.714?8%=132.137（kg）

其中各成分量： Al2O3： 132.137SiO2： 132.137Fe2O3： 132.137CaO： 132.137CO2： 132.137

?2.5%=3.303（kg） ?2.0%=2.643（kg） ?1.0%=1.321（kg）

?89%=117.602（kg） ?4%=5.285（kg）

循

（3）以生产1t成品氧化铝所需循环母液量： 设每吨成品氧化铝需要循环母液量为VNa2OK量平衡关系，得下列各式：

（m3），根据溶出过程中进出物料种的

（MR）溶nK循V循- nK循V循 +N耗+N苛=0.608(MR)溶（A矿+A石-A化）+N化+N转

(MR)循其中：

N耗= N化+N机+N成

N化=（S矿+S石）?（N/S）赤 N转=（C矿+C石）?N苛= N转+N吸-NC损 N吸=mC?式中：

nK循——循环母液的Na2OK浓度，g/L；

（MR）溶——溶出液的Na2OK与Al2O3摩尔比，1.58； （MR）循——循环母液的Na2OK与Al2O3摩尔比；

6262=1.5?=2.114(kg) 444462 44（MR）溶nK循V循——每吨成品氧化铝需要的循环母液中所含的惰性碱（循环碱液中

(MR)循

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W?mc?t? i式中：

W——生产1t氧化铝所需的自蒸发水量，kg；

m——生产1t氧化铝所需的进入该级自蒸发器的矿浆量，kg； c——矿浆的比热容，计算值为3.1446kJ/(kg·℃)； η——热效率，取为95%；

Δt——相邻两级自蒸发器的温度差，即该级自蒸发器进出矿浆的温度差，℃； i——该级自蒸发蒸汽的蒸发热，kJ/kg。 所以：

12045.433?3.1446??250?236??0.95?272.92?kg?

1845.9?12045.433?272.92??3.1446?14?0.95?258.43?kg? W2?1905.2?1172.513?258.43??3.1446?14?0.95?245.59?kg? W3?1960.8?11514.093?245.59??3.1446?14?0.95?234.26?kg? W4?2011.8?11268.503?234.26??3.1446?15?0.95?239.70?kg? W5?2062.8?11034.243?239.70??3.1446?15?0.95?229.16?kg? W6?2110.8?10810.523?229.50??3.1446?15?0.95?196.74?kg? W7?2406.4?10581.023?196.74??3.1446?15?0.95?211.36?kg? W8?2198.3W1?矿浆的自蒸发水总量： W=W1+W2+?+W8

=272.92+258.43+245.59+234.26+239.70+229.16+196.74+211.36=1888.16（kg） 在高压溶出的矿浆多级自蒸发及多级预热系统中，原矿浆是由溶出矿浆的自蒸发蒸汽（二次蒸汽）和新蒸汽冷凝水共同加热而提温的。

5.4 原矿浆由溶出矿浆的自蒸发蒸汽预热的温度

根据在某级预热器中原矿浆由溶出矿浆自蒸发蒸汽预热升温所吸收的热量和过程的热损失，与进入该级预热器中的自蒸发蒸汽冷凝降温所放出的热平衡关系，即可求

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得矿浆由自蒸发蒸汽在该级预热所提高的温度：

?t??式中：

??W?W???t?t??c水?W?i???Q矿浆c矿浆

?t?——在该级预热器中矿浆由自蒸发蒸汽加热所提高的温度，℃；

Q矿浆——生产1t氧化铝的矿浆流量，kg； c水——水的比热容，4.18 kJ/(kg·℃)； c矿浆——原矿浆的比热容为3.1446 kJ/(kg·℃)；

W、W?——生产1t氧化铝所需的溶出矿浆的自蒸发水总量、进入该级预热器中

相关级的自蒸发蒸汽量，kg；

t、t?——与进入该级预热器中的自蒸发器中的自蒸发蒸汽相关级得自蒸发器中

进出矿浆的温度，℃；

t?t?——相邻两级自蒸发器的温度差，℃；

i?——与进入该级预热器中的相关级自蒸发器中的矿浆蒸发热，kJ/kg。

所以：

??1级预热?t1??W?W??t87?t8?c水?W8i8??Q矿浆c矿浆

???1888.16?211.36??135?120??4.18?211.36?2198.3??0.95?14.29oC??812045.443?3.1446

??2级预热?t2??W?W?W7??t6?t7?c水?W7i7??Q矿浆c矿浆

???1676.80?196.74??15?4.18?196.74?2406.4??0.95?14.20oC??812045.443?3.1446

??3级预热?t3??W?W?W7?W6??t5?t6?c水?W6i6??Q矿浆c矿浆

???1480.06?229.16??15?4.18?229.16?2110.8??0.95?14.10oC

??12045.443?3.1446

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 43 页

??4级预热?t4??W?W8?W7?W6?W5??t4?t5?c水?W5i5??Q矿浆c矿浆

???1250.90?239.70??15?4.18?239.70?2062.8??0.95?13.99oC??812045.443?3.1446

??5级预热?t5??W?W?W7?W6?W5?W4??t3?t4?c水?W4i4??Q矿浆c矿浆

???1011.20?234.26??14?4.18?234.26?2011.8??0.95?12.96oC??812045.443?3.1446

??6级预热?t6??W?W?W7?W6?W5?W4?W3??t2?t3?c水?W3i3??Q矿浆c矿浆

???776.94?245.59??14?4.18?245.59?1960.8??0.95?12.86oC??812045.443?3.1446

??7级预热?t7??W?W?W7?W6?W5?W4?W3?W2??t1?t2?c水?W2i2??Q矿浆c矿浆

???531.35?258.43??14?4.18?258.43?1905.2??0.95?12.75oC??12045.443?3.1446

??8级预热?t8W1i1?272.92?1845.9?0.95 ?Q矿浆c矿浆12045.443?3.1446?12.64oC

自蒸发蒸汽预热的总温度为：

??????t??t总i=14.29+14.20+14.10+13.99+12.96+12.86+12.75+12.64

=107.79（℃）

5.5 原矿浆由新蒸汽冷凝水预热的温度

设每吨Al2O3的新蒸汽消耗量为V（kg）,根据新蒸汽冷凝水预热矿浆的热平衡关

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 44 页

系，即可求得原矿浆由新蒸汽冷凝水在各级预热所提高的温度：

???1级预热?t1V?t7?t8?c水?Q矿浆c矿浆V?t6?t7?c水?Q矿浆c矿浆?V?15?4.18?0.95?0.0015725VoC

12045.443?3.1446?????2级预热?t2???3级预热?t2?V?15?4.18?0.95?0.0015725VoC

12045.443?3.1446??V?15?4.18?0.95?0.0015725VoC

12045.443?3.1446V?15?4.18?0.95????0.0015725VoC 4级预热?t412045.443?3.1446???????5级预热?t5V?t3?t4?c水?Q矿浆c矿浆V?t2?t3?c水?Q矿浆c矿浆?V?14?4.18?0.95?0.0014677VoC

12045.443?3.1446?????6级预热?t6???7级预热?t7?V?14?4.18?0.95?0.0014677VoC

12045.443?3.1446??V?14?4.18?0.95?0.0014677VoC

12045.443?3.1446V?14?4.18?0.95????0.0014677VoC 8级预热?t712045.443?3.1446????9级预热

????t9V?t新蒸汽?t1?c水?Q矿浆c矿浆?V??279-236??4.18?0.95?0.0045080VoC

12045.443?3.1446??新蒸发蒸汽预热的总温度：

?????ti???0.0166688?t总VoC

其中：

??

V?式中：

G矿浆c矿浆?t加?Q溶解热i新?G矿浆——生产1t氧化铝的矿浆流量，kg； c矿浆——矿浆的比热容，3.1446 kJ/(kg·℃)；

Δt加——矿浆由新蒸汽预热所提高的温度，（250-t）℃； Q溶解热——铝土矿中的Al2O3溶解热，为639.54 kJ/kg；

i新——新蒸汽（6.38MPa，饱和蒸汽温度为279℃）的蒸汽热，1546.6 kJ/kg；

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 45 页

η——热效率，95%。

根据全厂物料流量表可知，生产每吨产品需溶解1171kg的Al2O3，则需要吸收溶解热：

Q溶解热=639.54?1171=748901.34（kJ）

所以：

V?12045.443?3.1446??250?t??748901.3437878.10??250?t??748901.34?

1546.6?0.951469.275.6 原矿浆预热后的温度

已知原矿浆的初始温度为85℃，经过溶出矿浆的自蒸发蒸汽和新蒸汽冷凝水预热后所达到的温度：

???t总???85?107.79?0.0166688t?85??t总V

而：

V?式中：

G矿浆c矿浆?t加?Q溶解热i新?

G矿浆——生产1t氧化铝的矿浆流量，kg； c矿浆——矿浆的比热容，3.1446 kJ/(kg·℃)；

Δt加——矿浆由新蒸汽预热所提高的温度，（250-t）℃； Q溶解热——铝土矿中的Al2O3溶解热，为639.54 kJ/kg；

i新——新蒸汽（6.38MPa，饱和蒸汽温度为279℃）的蒸汽热，1546.6 kJ/kg； η——热效率，95%。

根据全厂物料流量表可知，生产每吨产品需溶解1171kg的Al2O3，则需要吸收溶解热：

Q溶解热=639.54?1171=748901.34（kJ）

所以：

12045.443?3.1446??250?t??748901.34

1546.6?0.9537878.10??250?t??748901.34?

1469.27V?

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 21 页

表2.5 氢氧化铝洗涤的物料平衡 （kg）

项 目

Al(OH)3分离滤饼附液

进入

Al(OH)3洗水

合计

Al(OH)3洗涤滤饼附液

出去 Al(OH)3洗涤（AH洗）

合计

Al2O3 15.501 15.501 2.075 13.426 15.501

Na2OK 32.510 32.510 4.352 28.158 32.51

Na2OC 4.670 4.670 0.625 4.045 4.67

CO2 3.314 3.314 0.444 2.870 3.314

H2O 216.245

216.245 209.654

合 计 272.240

272.240 217.15

1356.591 1405.090 1566.245 1622.240

Al(OH)3洗液（MR）=1.645?28.158?3.45

13.426（5）矿浆稀释：矿浆稀释过程中的进出液及其Al2O3、H2O的含量如图2.4所示。

稀释液

A稀、H稀

水解生成Al(OH)3 A水解、H水解

稀 释 赤泥洗液 A赤洗 H赤洗 溶出液 A溶、H溶

Al(OH)3洗液 AAH洗、HAH洗

图2.4 矿浆稀释过程中的进出溶液及其Al2O3、H2O的含量示意图

赤泥洗液的含水量：

溶出矿浆稀释后的稀释液中的各成分量：

A稀?A溶?A赤洗?AAH洗-A水解?1873.805+402.620+13.426-11.744=2278.107（kg）

NK稀?NK溶?NK赤洗?NKAH洗?1799.874+391.669+28.158=2219.701（kg）

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 22 页

NC稀?NCK溶?NC赤洗?NCAH洗?257.875+56.116+4.045=318.036（kg） 稀释液量：

Q稀?式中：

A稀nA稀?稀?2278.107?1260?20502.963?kg? 140nA稀——稀释液的Al2O3浓度，140g/L；

?稀——稀释液的密度，1260g/L。

稀释液中的水量=Q稀-（A稀+NK稀+NC稀+CO2稀）

=20502.963-（2278.107+2219.701+318.036+225.702） =15461.417（kg）

根据矿浆稀释过程的水量平衡得到：

H溶?H赤洗?HAH洗?H稀?H水解

所含赤泥洗液的含水量：

H赤洗?H稀?H水解-H溶-H水解=15461.417+6.217-5393.579-1356.591=8717.464（kg）

赤泥分离的溢流（粗液）量：

Q粗=Q稀-Q赤分底附=20502.963-3669.067=16833.896（kg）

粗液体积：

V粗=Q粗/?粗=16833.896/1260=13.360（m3）

式中：

?粗=?稀=1.26g/cm3 其中：

Al2O3： 2278.107-407.674=1870.433（kg） Na2OK： 2219.701-396.585=1823.116（kg） Na2OC： 318.036-56.820=261.216（kg） CO2

： 225.702-40.324=185.378（kg）

H2O： 16833.896-（1870.433+1823.116+261.216+185.378）=12693.753（kg） 溶出矿浆稀释的物料平衡见表2.6。

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 23 页

表2.6 溶出矿浆稀释的物料平衡 （kg）

项 目

溶出液

进入

赤泥洗液 Al(OH)3洗液

合计 Al2O3

出去

稀释液 合计

Al2O3 1873.805 402.620 13.426

Na2OK 1799.874 391.669 28.158

Na2OC 257.875 56.116 4.045

CO2 183.008 39.824 2.870

H2O 5393.579

合 计 9508.141

8717.464 9607.693 1356.591 1405.090

2289.851 2219.659 318.036 11.744 2278.107 2289.851

2219.701 2219.701

318.036 318.036

225.702 15468.634 20520.924 225.702 225.702

6.217

17.961

15461.417 20502.963 15467.634 20520.924

（6）赤泥洗水量：

赤泥洗涤过程中的进出液体物料及其含水量如图2.5所示。

根据赤泥洗涤过程的水平衡得：

H赤分底附+H赤洗水+H矿浆自蒸=H弃赤附+H赤洗液

所以： H赤洗水=H弃赤附+H赤洗液- H赤分底附-H矿浆自蒸

弃赤泥附液

赤泥洗水 H赤泥洗水 赤 泥 洗 液 赤泥分离底液附液

H赤分底附

溶出矿浆自蒸发水

H矿浆自蒸发水

赤泥洗液 H赤洗

H弃赤附

图2.5 赤泥洗涤过程中的进出液体物料及其含水量示意图

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 24 页

=1744.941+8718.464-2767.664-1888.160=5807.581（kg）

（7）赤泥分离的物料平衡见表2.7。

表2.7 赤泥分离的物料平衡 （kg）

项 目

进入

稀释液 赤泥分离底流附液

出去

精 液 合 计

Al2O3

Na2OK

Na2OC 318.036 56.820

CO2 225.702 40.324

H2O 15461.417 2767.664

合 计 20502.963 3669.067

2278.107 2219.701 407.674

396.585

1870.433 1823.116 261.216 185.378 12693.753 16833.896 2278.107 2219.701

318.036

225.702

15461.417

20502.963

（8）赤泥洗涤的物料平衡见表2.8。

表2.8 赤泥洗涤的物料平衡 （kg）

项 目 赤泥分离底流附液

进入

赤泥洗水 溶出矿浆自蒸发水

总 计 弃赤泥附液

出去

赤泥洗液 总 计

Al2O3 407.674 407.674 5.054 402.620 407.674

Na2OK 396.585 396.585 4.916 391.669 396.585

Na2OC 56.820 56.820 0.704 56.116 56.820

CO2 40.324 40.324 0.500 39.824 40.324

H2O 2767.664 5807.581 1888.160 10463.405 1744.941 8718.464 10463.405

合 计 3669.067 5807.581 1888.160 11364.808 1756.115 9608.693 11364.808

2.3.5精液分解和种分母液蒸发

（1）Al2O3和Na2O的机械损失：

根据氧化铝生产工艺全过程的Al2O3量平衡得

A矿+A石=A化+A水解+A弃赤附+A机损+A焙+A成

所以： A机损= A矿+A石-A化-A水解-A弃赤附-A焙-A成 式中：

A机损——生产1t氧化铝在湿法工艺系统因物料跑冒滴漏而损失的Al2O3量，kg； A焙——生产1t氧化铝在焙烧过程损失的Al2O3量，kg； A成——每1t成品氧化铝中具有的Al2O3量，kg。

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 25 页

A机损=1171.065+3.303-147.266-11.744-5.054-(1171.065+3.303)×1%-986.000=12.560（kg） 而：

NT机损=NT机损总-NT弃赤附=NT机损总-（NK弃赤附+NC弃赤附） =20-（4.916+0.704）=14.380（kg）

NK机损和NC机损可按精液的成分比例求得，即：

NK机损?NK精NT精?NT机损?1823.116?14.380?12.578?kg?

1823.116?261.216NC机损?NT机损?NK机损?14.380-12.578?1。802?kg?

NC总损=NC机损+NC弃赤附+NC成（NC成= NC洗饼附）=1.802+0.704+0.625=3.131（kg） 按已定技术条件规定的NC总损为3kg，多0.131kg。相差0.131/3=4%>1%，故需要调整NC总损数据，使其与已定的数据相符。为此应使：

NC机损=1.802-0.131=1.671（kg） NK机损=12.578+0.131=12.709（kg） NC总损=1.671+0.704+0.625=3.0（kg）

根据：

A机损A精?H机损H精

所以： H机损?A机损A精?H精?12.560?12694.753?85.246?kg?

1870.433（2）分解析出的Al(OH)3量：

精液种分析出的Al(OH)3中应含有的Al2O3量：

A析??A精-A机损??分??1870.433-12.560??53.62%?996.192?kg?

析出的Al(OH)3中所含结晶水量：

HAH结晶?A析?5454?996.192??527.396?kg? 102102所以析出的Al(OH)3质量

QAH=A析+HAH结晶=996.192+527.396=1523.588（kg）

已知种分过程吸收CO2为1.5 kg，由此使精液中的NK转变为NC量为：

NC转=1.5×

种分过程溶液的自蒸发水量：

62=2.114（kg） 44

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 26 页

?kg? H种分自蒸?H精?种缩?12694.753?3%?380.843种分母液中的水量：

H种母=H精-（H种分自蒸+HAH结晶+HAH分饼附+H机损） =12694.753-（380.843+527.396+216.245+85.246） =11485.023（kg）

（3）种分母液的蒸发水量：

根据种分母液蒸发过程的水量平衡，则种分母液的蒸发水量应为：

H蒸=H种母-H循母-HNC结晶=11485.023-6739.420-5.871=4739.732（kg）

式中：

HNC结晶——种分母液蒸发过程中析出Na2CO3﹒H2O所含结晶水量，kg。 （4）精液分解的物料平衡见表2.9。

表2.9 精液分解的物料平衡 （kg）

项 目

进入

精 液 机械损失 种分自蒸发、吸收CO2

出去

析出Al(OH)3 Al(OH)3分离滤饼附液

种分母液 总 计

Al2O3

Na2OK

Na2OC 261.216 1.671 +2.114 4.670 254.875 263.330

CO2 185.378 1.186 +1.5 3.314 180.878 186.878

H2O 12693.753 85.246 380.843 527.396 216.245 11484.023 12693.753

合 计 16833.896 113.372 382.343 1523.588 272.240 14534.853 16835.396

1870.433 1823.116 12.560 996.192 15.501 846.180

12.709 -2.114 32.510 1777.897

1870.433 1821.002

（5）种分母液蒸发的物料平衡见表2.10。

表2.10 种分母液蒸发的物料平衡 （kg）

项 目

进入

种分母液 蒸发水

出去

析出Na2CO3﹒H2O

循环母液 总 计

Al2O3 846.180

846.180 846.180

Na2OK 1777.897

1777.897 1777.897

Na2OC 254.875

20.221 234.654 254.875

CO2 180.878

14.350 166.528 180.878

H2O 11484.023 4739.732 5.871 6738.420 11484.0991

合 计 14534.853 4739.732 40.442 9763.679 14534.853

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 27 页

2.3.6氢氧化铝焙烧

（1）已计算出 A焙损=（A矿+A石）×1%=11.744（kg）

（2）成品氧化铝质量应为1000=A成+所有杂质质量=A成+NK成+NC成+其他 1t成品氧化铝中的其他杂质量为：

Q其他=1000-（A成+NK成+NC成）

A成=AAH+AAH洗饼附-A焙烧=996.192+2.075-11.744=986.523（kg）

NK成=NKAH洗饼附=4.352（kg） NC成=NCAH洗饼附=0.625（kg）

CO2忽略不计。

其他杂质量： Q其他=1000-（986.523+4.352+0.652）=8.500（kg） 取： Q其他=8.5（kg） （3）Al(OH)3焙烧的物料平衡见表2.11

表2.11 Al(OH)3焙烧的物料平衡 （kg）

项 目

Al(OH)3

进入

Al(OH)3洗涤滤饼附液

总 计 焙烧损失

出去

成品Al2O3 总 计

Al2O3 996.192 2.075 998.267 11.744 986.523 998.267

Na2OK 4.352 4.352 4.352 4.352

Na2OC 0.625 0.625 0.625 0.625

CO2

H2O 527.396

其他 8.5

合计 1532.088 217.15 1749.238 749.238 1000.000 1749.238

0.444 209.654 0.444 737.050 0.444 737.050

8.5 8.5 8.5

0.444 737.050

氧化铝的碱耗：

N耗=N化+N机损+N弃赤附+N成品=64.004+14.380+5.620+4.977 =88.981（kg）≈89（kg）

2.3.7主要技术经济指标

以生产1t成品氧化铝为基础： （1）氧化铝总回收率：83.96%

（2）耗碱：Na2O 89kg，折算成NaOH 115kg或Na2CO3 152.12kg

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 28 页

（3）蒸发水：4.739t

（4）新耗水量：Q新水=Q赤泥洗水+QAH洗水=H赤洗水+QAH洗水=5807.581+1350

=7157.581（kg）≈7.158t

（5）弃赤泥：702.446 kg （6）铝矿石：1651.7 kg≈1.652 t （7）石灰：132.14 kg≈0.132 t

2.4全厂物料流量表

全厂物料流量表2.12。

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 29 页

表2.12 全厂物料流量（年产95万t Al2O3）

编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22

流量 铝土矿 石灰 补充碱液 苛化碱液 循环母液 原矿浆 溶出液 溶出矿浆自蒸发水

弃赤泥 分离赤泥附液

精液 赤泥洗水 赤泥洗液 Al(OH)3 种分母液 分离Al(OH)3附液 洗涤Al(OH)3附液 Al(OH)3洗液 Al(OH)3洗水 蒸发水 Na2CO3﹒H2O Al(OH)3晶种

②

①

单位消耗量/t﹒t

1.652 0.1321 0.289 0.206 9.763 12.045 9.508 1.888 0.702 3.669 16.834 5.806 9.607 1.524 14.544 0.272 0.217 1.405 1.350 4.739 0.0404 5.683

-1

日消耗量/t﹒d-1

③小时消耗量/ t﹒h-1

④

4299.726 343.822 752.192 536.164 25410.548 31350.000 24746.849 4913.973 1827.123 9549.452 43814.520 15111.507 25004.520 3966.575 37854.246 707.945 564.795 3656.849 3513.699 12334.383 105.151 14791.370

179.155 14.326 31.341 22.340 1058.773 1306.250 1031.119 204.749 76.130 397.894 1825.605 629.646 1041.855 165.274 1577.260 29.498 23.533 152.369 146.404 513.933 4.381 616.307

注：⒈流量以生产1t成品氧化铝为基础。

① 此石灰仅为配制溶出矿浆部分量，如考虑深度脱硅和苛化一水苏打的量，则石灰消耗总量为0.203t； ② 取晶种系数R=2时，则种分槽所加Al(OH)3晶种质量： G晶种??A精-A机损??R?156156??1870.433?12.560??2??5682.906?kg??5.6829t 102102③ 日消耗量=单位消耗量?日产氧化铝量；

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 30 页

日产氧化铝量?④ 小时消耗量=单位消耗量?小时氧化铝量；

950000?2602.7397t/d

365950000?108.4475t/h[8]

365?24

小时氧化铝量?

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3 工艺设备的选择与计算

3.1 矿石粉碎设备

要求：氧化铝厂矿石原料的粉碎设备是为了使原料能达到要求的粒度，但又不过细以达到节约能耗的目的。

破碎设备选用1200×1000mm圆锥破碎机，每台产能200吨/小时。矿石小时流量179.155吨，每天按一班安排，破碎机的数量计算：

n?式中：

Q矿??P碎=179.155?1.1?24=2.96（台）

200?8Q矿——每小时需要破碎的干矿石量，t/h； ?——物料量波动系数，一般可取为1.1；

P碎——破碎机平均产能，t/h。 ∴选用3台，3台标准。

格子磨规格Ф2.7×3.6m，每台小时产能40吨。由广西平果矿磨矿实验报告知，广西矿较新安矿难溶，如果要把平果矿磨到新安矿现行标准，磨矿时间要增加一倍，因此产能会降低一倍20吨/小时·台，设备利用率按0.90计，则对矿石加石灰来说，应选台数：

n=(179.155+14.326)/（0.9×20）=10.2（台） ∴选择12台，其中1台备用。

铝土矿、石灰加循环母液制备原矿浆的湿磨作业，用棒磨机（介质为钢棒），并配有水力旋流器的短筒球磨机二段磨矿流程。在闭路循环中，若球磨机的长度或直径不足而不能获得某一要求，可用旋流细筛代替。

3.2 铝土矿溶出设备

溶出设备的选型是由所采用的溶出工艺所决定的。

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脱硅槽规格Ф8×21.5米。按广西平果矿实验报告在95～100℃预脱硅10小时，脱硅率47%左右，经计算矿浆比重ρ矿=1.4514t/m3，吨氧化铝原矿浆流量12.045t，矿浆体积V矿=12.045/1.4514=8.299m3。波动系数b=1.1，溶出器运转率η=0.9。则生产95万吨氧化铝时，分5组溶出，每组产能：

A?V矿浆Mb8760n??8.299?950000?1.1?220m3/h8760?5?0.9

式中：

8760——年小时数； 9.5×105——年产量。

保温搅拌?=10小时，脱硅槽有效容积42×20.5×π=1030.40m3；

10小时需要总容积V总=10×5×220=11000m3，设设备容积利用率η=95%,所需脱硅槽数：

n?∴取12台脱硅槽

V总11000==11.2?台?V槽?1030.40?0.95

溶出压煮器起保温溶出的作用，根据溶出实验报告，升温到260℃以后保温溶出

?=1.5小时，溶出器容积V台=50m3，规格2.5×11m，因此需溶出器台数：

n=A??220?1.5==6.95?台?V台?50?0.95

∴取7台（每组），共取35台。

3.3 赤泥的分离与洗涤设备

3.3.1分离设备

为保证产品氧化铝的质量，精液含浮游物必须低于0.02g/L,则要求分离设备出来的粗液浮游物必须低于0.2g/L。

根据产品的产量、质量指标的要求和赤泥浆液的性质，尤其是考虑赤泥浆液的液固比（L/S）较大（一般稀释矿浆为8~12），本设计采用Φ20m规格的深锥沉降槽2台，用于三、四次洗涤。

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3.3.2 洗涤设备

沉降分离后的赤泥，通常洗涤4次，以回收赤泥附液带走的Na2O和Al2O3.赤泥浆液的性质与分离过程相比有所不同的主要是随着洗涤次数的增多，溶液的的浓度与粘度越来越低，故和分离一样，赤泥洗涤都采用沉降槽。

精液小时流量1825.605m3/h，ρ3精=ρ稀=1.26t/m ∴精液体积V3精=1825.605/1.26=1448.89m

大型平底沉降槽规格φ46×6m，沉降面积1661.90m2，沉降槽产能0.26m3 /m2·h，设备利用率0.95。

∴n=1448.89/（1661.90×0.95×0.26）=3.53台 取4台，加1台备用，共取5台。

因此，共需选用Φ46×6m平底沉降槽5台，Φ20m深锥沉降槽2台。其中平底沉降槽2台用于分离，1台互备，2台用于一、二次洗涤；2台深锥沉降槽分别用于三、四次或四次洗涤。

3.4 初液控制过滤设备

如忽略不计叶滤机产出的滤饼（粗液中的绝大部分浮游物）数量，叶滤机规格φ1.31×3.58m，每筒过滤面积45.50m2，产能0.66m3/h·m2·筒。则生产所需叶滤机的数量：

n?Q精?=1825.605?1??53.6?筒?精P叶S?1.26?0.66?45.50?0.9

式中：

n——叶滤机的台数，台； Q精——精液小时流量，m3/h； δ——液量波动系数；取1；

?精——精液密度，一般可取1.26g/cm3；

P叶——叶滤机的平均产能，m3/（m2·h）； S——每台叶滤机的总过滤面积，m2；

?——过滤机的利用率，取?=0.9。

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∴取54台筒，即27台。[9]

3.5 铝酸钠溶液分解设备

3.5.1 分解原液冷却设备

为了使溶液达到一定的分解温度，在分解前须将叶滤后的精液（分解原液温度约为90oC）冷却。生产上使用的冷却设备有鼓风冷却塔、板式热交换器及闪速蒸发换热系统（即多级真空降温）等。

板式交换器是一种新型的换热设备。具有结构紧凑、占地面积小、操作方便、换热面积可随意增减等优点，并有处理微笑温差的能力，但要保持板面清洁，需要及时清理结疤，所以操作较复杂，清理检修工作量大。而二次闪蒸技术，其优点是既利用了精液在自蒸发降温过程中释放出来的热量，又自溶液中排出一部分水，减少了蒸发水，而且维护清理工作量较少，适应性强，没有板式热交换器那种需要频繁倒换流向与流道的缺点，但其工艺流程比较复杂。综合考虑，选择板式换热器。

（1）取精液初温和终温分别为：tH精=100oC,tK精=65 oC；种分母液初温和终温分别为：tK种母=40 oC，tK种母= tH种母+?t'，每小时流过板式交换区的精液所释放出的能量Q精

能

：

Q精能=Q精?tC精

式中：

Q精——精液小时流量，按前面计算的物料流量表，取1825605kg/h；

?t——精液温度降（oC），?t= tH精- tK精=100-65=35 oC；

C精——精液比热，C精=3.499kJ/(kg·oC)； 所以：

Q精能=1825605?35?3.499=223572716(kJ) 故使种分母液所提高的温度：

?t'?式中：

Q精能?热Q种母C种母

?热——板式交换器的热效率，取为95%；

辽宁科技大学本科生毕业设计 第 35 页

Q种母——种分母液的小时流量，取为1577260 kg/h； C种母——种分母液的比热容，取为3.536 kJ/(kg·oC)； 所以： ?t'=

223572716?0.95=38.08?oC?

1577260?3.536（2）生产所需板式热交换器的热交换面积：

F?式中：

Q精能?热K?tm

K——板式热交换器的传热系数，参考工厂生产实测数据为5016kJ/(m2·oC)； ?tm——种分母液预热的对数平均温差：

?tm??tH??tK25?22??23.5?oC??t25lnlnH22?tK

式中：

?tH=t精液出口- t种母入口=65-40=25（oC）

?tK= t精液入口- t种母出口=100-（40+38.08）=22（oC） 所以：

F=

223572716?0.95=1801.84?m2?

5016?23.5（3）选用郑州铝厂使用的板式热交换器，传热面积为66m2，产能50m3/h，所需板式热交换器的数量：F/56=1801.84/66=27.3(台)；

Q精1825605?精=1260=28.97?台?5050 28.97?1.1=33.5?台?0.95

考虑生产过程中的物料波动系数（1.1）及设备利用率（95%），则应取用：

所以取用34台。 3.5.2 种分解槽的选择与计算

采用Φ15m×30m，有效容积V=4300m3，机械搅拌、自然冷却和槽外壁喷水冷却相结合的分解槽，连续分解周期τ=65h，需要分解槽台数：

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n??QAH浆液400?65QAH浆液4000

式中： QAH浆液——氢氧化铝浆液的小时流量，m3/h；

QAH浆液=Q精液?Q晶种?Q晶种附液=G精液?精液+G晶种G晶种+GAH附液GAH?晶种?AH附液

=

1825.605616.307??1.262.4465?1789.126n??27.04（台）

4300616.30729.498165.274=1789.126(m3/h) 1.255考虑生产过程物料量的波动系数1.1，为确保稳产所需要的分解槽台数： N=27.04×1.1=29.75（台），取30台，再加1台备用，所以共需31台。 3.5.3 氢氧化铝分离和洗涤设备

过滤机的数量计算，如选用郑州铝厂应用的B40-φ3.0真空过滤机，过滤面积F=40m2，产能为43.08（t/（h·台））

每小时需要过滤分离Al(OH)3晶种为616.307 t/h，生产物料波动系数为1.1，故需要的种子过滤机数量为：

616.307?1.1/43.08=15.7（台），取16台

每小时需要过滤分离Al(OH)3成品量为165.247 t/h，生产物料波动系数为1.1，故需要的成品过滤机数量为：

165.247?1.1/43.08=4.2（台），取5台

二次反向洗涤成品Al(OH)3需要过滤机2?5=10（台） 氢氧化铝分离与洗涤总共需要过滤机：16+5+10=31（台）。[10]

3.6 氢氧化铝焙烧设备

由于早期回转窑焙烧氢氧化铝热耗过高，投资较大，窑衬的磨损使产品中的SiO2含量增加；物料在窑中的焙烧也不够均匀，直接影响到产品的质量。因此，人们一直在进行消除这些缺点的改进工作和寻找替代的工业设备，如带旋风器预热的回转窑、悬浮焙烧炉等。

采用西德KHD型流态闪速焙烧炉，日产1300吨/日，设运转率为90%，则需台

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数为3966.575/（1300×0.9）=3.39台，取4台。

3.7 种分母液蒸发设备

分离Al(OH)3后的分解母液需经蒸发作业，使Na2O浓度从170g/L浓缩至280g/L，分离出去碳酸钠、硫酸钠等固体杂质后，返回到前段工艺溶出铝土矿。

五效降膜式蒸发器组、加热面积1500m2，产能80kg/m2·h。设备利用率0.87，小时蒸发水量429.46t。

∴n=513.933×103/（80×1500×0.87）=4.9组 应安装5组。

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4高压溶出车间工艺流程及工艺条件的选择与论证

拜耳法生产氧化铝已走过了一百多年的历程，尽管拜耳法生产方法本身没有实质性的变化，但就溶出技术而言却发生了巨大变化。溶出方法由单罐间断溶出作业发展为多罐串联连续溶出，进而发展为管道化溶出。溶出的温度也得以提高，最初三水铝石的温度是105℃溶出一水软铝石为200℃，溶出一水硬铝石温度为240℃，而目前管道化溶出器，溶出温度可达280-300℃。加热方式，由蒸汽直接加热发展为蒸汽间接加热，乃至管道化溶出高温段的熔盐加热。随着溶出技术的进步，溶出过程的技术经济指标得到显著的提高和改善。

铝土矿溶出是拜耳法生产氧化铝的两个主要工序（溶出和分解）之一。溶出的目的在于将铝土矿中的水合氧化铝转变成为铝酸钠进入溶液，而与其他杂质氧化物（Fe2O3、SiO2、TiO2等为不溶性泥渣）分离，并获得尽可能高的氧化铝溶出率和尽可能低的溶出苛性比（MR）。溶出效果的好坏直接影响到拜耳法生产技术经济指标。所以现在对其单独列出来，详细对其进行工艺流程、工艺条件进行选择与论证。

溶出的工艺流程：

原矿浆?预脱硅?隔膜泵?预热矿浆?加热矿浆?停留罐?闪蒸?稀释?稀释矿浆送往沉降

几种溶出方法的优缺点介绍如下：

单罐压煮溶出器间断溶出：每一周期操作麻烦，产量低，满足不了生产的需要，早已被淘汰。

蒸汽直接加热饼搅拌矿浆的连续溶出：避免了间接加热压煮器加热表面的结疤生成和清除的麻烦，同时取消了机械搅拌机构及大量的附件，因而使压煮器结构变得简单，流程也较简单。缺点：（1）预热温度低；（2）蒸发水量增加导致能耗高。（3）铝土矿中粗颗粒溶出不完全。

间接加热机械搅拌矿浆的多罐连续溶出：客服苛蒸汽稀释矿浆，减少了蒸发气耗，但由于该溶出器直径较大，蒸汽在各加热管之间流动，而矿浆则在加热管内流动会造成管壁厚度结垢严重，因此需要带有机械搅拌并强化溶出，从而导致压力不能太高，否则会造成罐壁厚度增加，存在制造技术上的困难，更严重的是密封问题。

管道化溶出：（1）溶出及蒸发过程的热耗低；（2）投资少，管道化溶出系统结构

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简单，无搅拌的传动部件，制造容易。（3）生产操作简单容易，检修工作量少，经营费用低。

综上，管道—停留罐反应器是很适合高温强化溶出装置，在完成我国广西平果矿的溶出试验后投入生产，取得了较好的技术经济效果。

由于高压溶出机组工艺流程比较长，且为连续性作业，因此，在每一个作业周期内，如何使机组的运行达到最佳状态，从而保证溶出效果，保证技术指

标完成是每一名工程技术人员都十分关心的问题。那么，如何保证溶出机组高效运行呢?在外部条件供料、供汽等保证以后，如何正确操作是保证机组运行的关键：

（1）合理分配蒸汽流量； （2）及时排除冷凝水；

（3）及时排除料浆不凝性气体； （4）加强结疤的清理。

现阶段我国主要有三种强化溶出技术：

（1）原山西铝厂和平果铝厂引进法国的单管预热-高压釜溶出技术； （2）原长城铝业公司引进得过的管道化溶出技术； （3）我国自己研究成功的管道-停留罐溶出技术。[11]

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5 高压溶出车间热平衡计算

5.1 溶出矿浆自蒸发级数的确定

已知1号自蒸发器进料温度（等于溶出温度）为250℃；8号自蒸发器绝对压力为196kPa（表压为98kPa），经查饱和蒸汽表得知其蒸气温度为119.6℃，取为120℃。取该溶出液的沸点升高为14℃，则8号自蒸发器矿浆的温度（达到沸点时的温度）：

t8=120+14=134℃

1号→8号自蒸发器矿浆的温度差：250-134=116℃ 则相邻两级自蒸发器的平均温度差：Δt=116/8=14.5℃

因为Δt在13～15℃之间，所以选取8级自蒸发为合理的级数。

现取温度较高的1～4号自蒸发器每相邻两级的Δt为14℃，而温度降低的5～8号自蒸发器每相邻两级的Δt为15℃。

5.2 各级自蒸发器参数

1～8级自蒸发器的参数列于表5.1

表5.1 各级自蒸发器的参数

级 数 矿浆温度/℃ 自蒸发蒸汽温/℃ 蒸发热/kJ·kg-1 溶液沸点升高/℃ 自蒸发蒸汽压/MPa

1 236 222

2 222 208

3 208 194

4 194 180

5 179 165

6 164 150

7 149 135

8 134 120

1845.9 1905.2 1960.8 2011.8 2062.8 2110.8 2406.4 2198.3 14 2.462

14 1.873

14 1.396

14 1.022

14 0.714

14 0.465

14 0.319

14 0.202

5.3 矿浆的自蒸发水量

矿浆的自蒸发水量按下式计算：

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