СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЖИДКОГО ШЛАКА ПРИ УДАЛЕНИИ ЕГО ИЗ УГОЛЬНОГО КОТЛА И УСТРОЙСТВО ДЛЯ ЕГО ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ
METHOD OF NOBLE METAL EXTRACTION FROM LIQUID SLAG WHEN IT IS REMOVED FROM COAL BOILER AND DEVICE FOR IMPLEMENTATION OF THIS METHOD

Изобретение относится к угольным энергетическим котлам с жидким шлакоудалением, особенно при их работе на углях, содержащих благородные металлы.
При сжигании пылевидного угля в котле образующийся в процессе горения шлак удаляют из топки котла в жидком виде в закалочную ванну, установленную под леткой котла и заполненную водой. Накапливающийся в закалочной ванне отвержденный шлак непрерывно удаляют механически в систему гидрозолоудаления, куда также сбрасывают уловленную летучую золу. Затем смесь шлака и золы удаляют на золошлакоотвал (Ю.П.Соловьев. Вспомогательное оборудование паротурбинных электростанций. - М.: Энергоатомиздат, 1983. - 200 с.).
Такой охлажденный шлак помимо удаления на золошлакоотвал может отгружаться потребителям, при необходимости проходя дробление до нужной крупности.
-6
-6
Установлено, что угли содержат широкий спектр различных элементов, включая благородные металлы (Юдович Я.Э., Кетрис М.В. Ценные элементы-примеси в углях, Екатеринбург, 2006. - 538 с.). Благородные металлы (БМ) включают в себя такие элементы, как серебро, золото, платина, рутений, родий, палладий, рений, иридий, осмий и другие металлы. БМ относятся к редким элементам. Так, содержание серебра в земной коре по массе равно 7·10 %, а палладия, наиболее распространенного из металлов платиновой группы, равно 1·10% (Свойства элементов: Справ, изд. В 2-х кн. / Под ред. Дрица М.Е. - 3-е изд. - М.: Руда и Металлы, 2003). Их получение связано с переработкой больших объемов сырья и проведением различных процессов восстановления металлов из соединений, в которых они находятся в рудном сырье. Это требует больших финансовых затрат и приводит к экологическим проблемам, связанным с большими объемами твердых отходов.
При сжигании в котлах углей, содержащих микропримеси БМ, они переходят в металлическую форму и попадают в золошлаковые материалы. Содержание БМ в золе и шлаке электростанций незначительно, но с учетом объемов сжигаемого угля объемы БМ, потенциально извлекаемые из золошлаковых продуктов, могут превзойти современное производство этих металлов, обеспечиваемое горнорудной промышленностью и металлургией (Юдович Я.Э., Кетрис М.В. Ценные элементы-примеси в углях. Екатеринбург, 2006. - 538 с.). В минеральной части углей содержатся также соединения железа, никеля, кобальта и других металлов, которые при сжигании угля в восстановительной атмосфере топки частично восстанавливаются, образуя капли чистого металла (Л.Я.Кизельштейн, И.В.Дубов, А.Л.Шпицглуз, С.Г.Парада. Компоненты зол и шлаков ТЭС. М.: Энергоатомиздат, 1975. - 175 с.).
Содержание в углях этих металлов значительно превосходит содержание БМ. Кроме того, в отличие от БМ эти металлы практически содержатся в углях всех месторождений.
С точки зрения извлечения упомянутых благородных металлов из углей сжигание углей в котле можно рассматривать как процесс первичного обогащения и восстановления сырья. Например, золотосодержащие Экибастузские угли имеют зольность на сухую массу топлива 40÷48%, а кузнецкие угли - 15÷40% (Энергетическое топливо СССР. Справочник. / В.С.Вдовченко, М.И.Мартынова, Н.В.Новицкий и др. М.: Энергоатомиздат, 1991. - 184 с.). После сжигания таких углей твердый негорючий остаток, в котором содержится металл, имеет массу, в 2-6 раза меньшую, чем исходный уголь.
Экспериментально установлено, что некоторые угли содержат БМ, например золото, серебро, платину и другие, в концентрациях, представляющих интерес для промышленного их использования в качестве источника этих металлов (С.Б.Леонов, К.В.Федотов, А.Е.Сенченко. Промышленная добыча золота из золошлаковых отвалов тепловых электростанций. - Горный журнал, №5, 1988, с.67-68). Так при сжигании Экибастузского угля с твердым шлакоудалением среднее содержание золота в золошлаковых отвалах Рефтинской ГРЭС составило 0.1÷0.15 г/т. Установлено, что примерно 85% всего золота поступает на золошлакоотвал со шлаком, в котором золото находится в свободной форме в виде сферических оплавленных частиц крупностью 10÷300 мкм. При этом выход шлака составляет 20÷25%, а золы - 80÷85% золошлакового материала.
Наличие большей части золота в шлаке связано с тем, что более тяжелые частицы золота в меньшей степени уносятся газовыми потоками в газоход котла, чем более легкие сравнительно с ними зольные частицы и преимущественно выпадают на под топки котла вместе со шлаковыми частицами.
Разделение в топке котла минеральной части угля на летучую золу, содержащую относительно небольшое количество мелких частиц золота, и шлак, содержащий большую часть золота угля, можно рассматривать как вторую ступень процесса обогащения золотосодержащего сырья.
В силу наличия описанных механизмов обогащения золошлакоотвалы некоторых электростанций могут рассматриваться как техногенные месторождения ценных металлов, переработка которых может быть экономически привлекательна. Это позволило начать полупромышленную добычу золота за счет переработки материалов золошлакоотвалов электростанции методом сгущения, гидроциклонирования и обогащения на концентраторе Кнельсона исходной золошлаковой пульпы (см. уже упомянутую работу С.Б.Леонова и др.).
Недостатком описанного способа удаления шлака является потеря физического тепла шлака при его охлаждении водой, а также захолаживание воронки котла парами воды, поступающими в топку из закалочной ванны с водой.
Недостатком описанного способа извлечения БМ из золошлаковых материалов отвалов является необходимость их существенного обогащения. В случае извлечения ценных металлов из золошлакоотвалов это потребует переработки большого объема материала отвалов, концентрация металлов в которых заметно меньше, чем собственно в шлаке. Это связано с тем, что смешение золы и шлака в системе гидрозолоудаления приводит к существенному уменьшению содержанию золота и других ценных металлов в материалах золошлакоотвалов по сравнению с их содержанием в шлаке. Кроме того, возможна неконтролируемая сепарация тяжелых частиц металлов и их фактическая потеря в процессе гидрозолоудаления из котельного цеха на золошлакоотвал.
Недостатком описанного способа удаления шлака при отгрузке его потребителям с точки зрения извлечения из него БМ является полная потеря благородных металлов, содержащихся в этом шлаке.
В патенте RU 2251581 С2, выданном Л.Линдгрену (США), для извлечения БМ из шлака предложено использовать шлак, полученный в топке или котле. Для этого собственно для извлечения БМ осуществляют множество стадий дробления шлака, на каждой из которых получают частицы шлака, имеющие последовательно меньшие размеры диаметра частиц, суспендируют дробленые частицы в жидкой среде, отделяют тяжелые частицы, дробят их и повторяют описанные действия. Этот процесс проводят вплоть до получения конечного желаемого размера частиц.
При использовании такого способа ступенчатого дробления для извлечения БМ имеются проблемы. Так диаметр частиц уже после первого дробления должен быть достаточно мал, чтобы не потерять частицы металла при отделении легких частиц в результате суспендирования в жидкости всех частиц первого диаметра. В одном предпочтительном варианте осуществления способа первый диаметр частиц принят равным 150 мкм. До такого диаметра частиц придется раздробить шлак, который может иметь первоначальную крупность кусков более 150 мм.
Другой проблемой описанного способа является возможность потери частиц БМ. Легко показать, что, если в шлаковой частице первого диаметра 150 мкм будет находиться газовое включение диаметром 50 мкм и частица золота диаметром 25,6 мкм, то масса такой частицы будет равна массе шлаковой частицы такого же диаметра, но без включений. С учетом хаотичности процесса выпадения частиц из топки котла такое предположение представляется достаточно вероятным. Это значит, что такая частица при создании суспензии попадет в категорию «легких» частиц и вместе с чисто шлаковыми частицами того же диаметра будет удалена из дальнейшей переработки, т.е. частица золота диаметром 25,6 мкм будет потеряна. Нельзя исключить и другие соотношения диаметров возможных газовых включений и частиц металла, при которых могут быть потеряны и более крупные частицы БМ.
Еще одной проблемой является возможность образования сплавившихся частиц БМ и железа. Это происходит в расплаве шлака при достаточно большом содержании в угле железа. При увеличении содержания железа в угле вероятность образования таких сплавившихся частиц повышается. Это и наблюдалось Л.Линдгреном при анализе тяжелых частиц, извлеченных на последнем диаметре дробления при переработке шлака, охлажденного в закалочной ванне котла. Все это требует дополнительных операций отделения БМ от железа при дальнейшей переработке.
Задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является извлечение БМ из шлака при минимальных затратах энергии и использование физического тепла шлака. Другой задачей настоящего изобретения является исключение образования сплавов БМ с содержащимися в шлаке частицами железа и других металлов, которые восстанавливаются из шлакового расплава при попадании на него угольных частиц в топке котла.
Техническим результатом, достигаемым в заявленном изобретении, является исключение присосов холодного воздуха и паров воды из закалочной ванны в топку котла через летку, повышение текучести удаляемого из топки котла жидкого шлака, выделение БМ из жидкого шлака котла, окисление частиц восстановленного железа или других металлов, дожигание несгоревшего в топке углерода, а также использование тепла шлака для нагрева сжатого воздуха.
Получение технического результата изобретения осуществляют за счет того, что жидкий шлак продувают нагретым воздухом, направляют в центрифугу, где отделяют от него БМ и распыляют в поток пара с каплями воды или в смесь пароводяного потока и воздуха. Частицы отвержденного шлака отделяют от паровоздушного потока и охлаждают воздухом. Выделенные из шлака БМ передают на дальнейшую переработку. Паровоздушную смесь после отделения от нее твердых частиц охлаждают и разделяют воздух и образующийся при этом конденсат. Конденсат используют повторно для отверждения капель жидкого шлака. Нагретый шлаком воздух подают в горелки котла, а часть его подают на продувку жидкого шлака для окисления восстановленных в топке частиц железа и других металлов.
Преимуществами предлагаемого изобретения являются стабильное удаление жидкого шлака, дожигание не прореагировавших в топке котла угольных частиц нагретым воздухом и окисление частиц ферромагнитных металлов, восстановленных в восстановительной атмосфере топки, что снижает вероятность образования сплавов этих металлов с БМ. Получение мелкодисперсного твердого шлака дает возможность легко использовать физическое тепло шлака.
Предлагаемый способ поясняется чертежами, где на фиг.1 представлен вариант общей схемы извлечения металла из шлака котла, а на фиг.5 - расчетный график изменения температуры по радиусу частицы в процессе ее быстрого охлаждения, поясняющий возможности реализации способа.
Частицы жидкого шлака и не до конца сгоревшие в топке 1 котла частицы угля в процессе горения выпадают на под 2 топки. Собираясь на поду 2 топки, жидкий шлак стекает в летку 3 котла. Объем жидкого шлака, находящийся в летке котла 3, продувают горячим воздухом, который подают по трубопроводу 4. В результате продувки шлакового расплава воздухом дожигают несгоревшие в топке частицы угля и окисляют восстановленные в топке частицы железа и других металлов. Объем шлака в летке котла, продуваемого воздухом, поддерживают постоянным за счет переливного шлакового затвора 5, через который шлак сливают из летки. Жидкий шлак из переливного шлакового затвора 5 по шлакопроводу 6 подают в распределить шлака 7, из которого по шлакопроводу 8 шлак подают в центрифугу 9. За счет центробежных сил частицы металлов, содержащиеся в шлаке, более тяжелые, чем шлаковый расплав, отделяют от шлака. Отделенный от шлака металл периодически или непрерывно отводят из центрифуги по трубопроводу 10 на дальнейшую переработку.
Очищенный от металлических включений шлак по линии 11 распыляют центробежными силами в предварительный охладитель 12 шлака, где его охлаждают потоком охладителя в виде воздуха или воздуха с каплями воды. Охлаждающий поток подают в охладитель 12 предварительного охлаждения шлака по трубопроводу 13. Мелкодисперсные капли шлака при распылении быстро охлаждаются и покрываются твердой корочкой.
Отвержденные снаружи частицы шлака отделяют от охлаждающего потока в предварительном охладителе 12 и отводят по трубопроводу 14 в накопитель шлака 18. Поток охладителя вместе с уносимыми им самыми мелкими шлаковыми частицами, образующимися при распылении шлака, отводят из охладителя 12 предварительного охлаждения шлака по трубопроводу 16 в сепаратор 17, где отделяют шлаковые частицы от несущего потока, после чего шлак в виде сыпучей сухой мелкодисперсной массы по шлакопроводу 18 подают в накопитель 15 шлака.
Отделенный в сепараторе 17 поток охладителя отводят по трубопроводу 19 в конденсатор 20. Воздух отводят из конденсатора 20 по трубопроводу 21, а конденсат отводят по трубопроводу 22.
Из накопителя 15 отвержденный шлак по шлакопроводу 23 подают в охладитель 24 шлака, где его охлаждают сжатым воздухом.
Охлажденный воздухом в охладителе 24 шлак по трубопроводу 25 подают потребителю или в систему гидрозолоудаления (на фиг.1 не показано).
Воздух, охлаждающий шлак в охладителе 24 шлака, подают в него по трубопроводу 26, нагретый воздух отводят из охладителя 24 по трубопроводу 27 и подают в горелки котла (на фиг.1 не показано). Часть нагретого воздуха из трубопровода 27 подают в трубопровод 4 и продувают им шлак в летке 3 котла. Конденсат, отводимый из конденсатора 20 по трубопроводу 22, распыляют в смеситель 28 в поток сжатого воздуха, который подают в смеситель 28 по трубопроводу 29 из трубопровода 26.
В случае остановки центрифуги 9, например, для устранения неисправности центрифуги или теплообменного оборудования жидкий шлак из распределителя шлака 7 по шлакопроводу 30 подают в закалочную ванну 31 жидкого шлака. В этом случае жидкий шлак гранулируют и охлаждают по общепринятой схеме в воде и удаляют из ванны 31 через канал 32 в систему гидрозолоудаления.
A
B
C
A
B
C
Расчетное обоснование процесса отверждения шлаковых частиц в потоке и их последующее использование для нагрева воздуха представлено ниже. В соответствии с данными справочника Энергетическое топливо СССР, М.: Энергоатомиздат, 1991. - 184 с. при расчетах условно принято, что для кузнецкого угля t=1200°С, t=1300°С, t=1400°C, где t - температура начала деформации золы, t - температура размягчения золы, a t - температура жидкоплавкого состояния в полувосстановительной газовой среде.
A
0
A
C
При охлаждении поверхности капли до температур, меньших t, образуется внешняя твердая корочка, после чего капля уже не прилипает к твердой поверхности, при этом температура жидкого ядра изменяется очень мало. На фиг.5 представлено расчетное распределение температур по радиусу частицы шлака, полученное по формулам, приведенным в работе В.П.Исаченко, В.А.Осипова, А.С.Сукомел. Теплопередача. М.: Энергоиздат, 1981. - 416 с. для случая нестационарного охлаждения сферической частицы шлака диаметром 30 мкм. Можно считать, что при охлаждении шлака водой интенсивность охлаждения капли внешней средой намного превосходит интенсивность переноса тепла внутри капли за счет теплопроводности. Это соответствует случаю, когда число Био стремится к бесконечности (Bi→∞). Для этого случая на фиг.5 приведен профиль температуры частицы шлака кузнецкого угля с начальной температурой t=1450°С в случае нестационарного охлаждения капли водой с температурой 100°С. Принято, что для кузнецкого угля t=1200°C, a t=1400°C.
При безразмерном времени охлаждения Fo=0.0033 на капле шлака образуется корочка толщиной 0.113 от радиуса и внешняя температура капли будет равна температуре охлаждающей жидкости. Если такую частицу поместить в адиабатическую камеру, то за счет теплопроводности внешние холодные слои частицы будут нагреваться за счет охлаждения центральной зоны капли и ее равновесная температура будет равна примерно 1200°С, т.е. температуре начала деформации золы. При вдвое большем времени охлаждения Fo=0.0066 на капле шлака образуется корочка толщиной 0.164 радиуса, а ее равновесная температура будет равна 1103.5°С. Это значит, что распыляя в поток воздуха, несущий частицы шлака, воду или непосредственно распыляя шлак водой под давлением и гранулируя его, можно в дальнейшем еще очень горячие, но уже не слипающиеся частицы шлака охлаждать, например, воздухом, нагревая его до температуры около 1050-1150°С в противоточном теплообменнике.
После предварительного охлаждения шлак отделяют от паровоздушного потока и сбрасывают в теплоизолированный накопитель шлака, где происходит выравнивание температуры по радиусу шлаковых частиц. Далее отвержденный, но имеющий достаточно высокую температуру (1100÷1200°С) шлак, охлаждают воздухом в теплообменном аппарате с опускным течением шлака.
Известно устройство удаления жидкого шлака от сжигания пылевидного угля в котле, в котором топка имеет постоянное сечение либо в ней за счет одностороннего или двухстороннего пережима выделена камера сгорания. Подовая часть открытой топки или камеры сгорания имеет наклон и переходит в летку, под которой установлена закалочная ванна, заполненная водой. Закалочная ванна оснащена устройством механического удаления охлажденного в воде шлака с помощью шнекового, скребкового или роторного механизма, подсоединенного шлакопроводом к системе гидрозолоудаления. Образующийся в процессе горения жидкий шлак выпадает на обмурованный под топки котла и стекает в летку котла, а через нее попадает в закалочную ванну. Накапливающийся в закалочной ванне гранулированный шлак непрерывно удаляется из нее в систему гидрозолоудаления, куда сбрасывают также уловленную летучую золу. Далее, смесь шлака и золы удаляют на золошлакоотвал (Ю.П.Соловьев. Вспомогательное оборудование паротурбинных электростанций. - М.: Энергоатомиздат, 1983. - 200 с.). Такой охлажденный шлак помимо удаления на золошлакоотвал может отгружаться потребителям, при необходимости проходя дробление до нужной крупности.
Недостатком такого устройства удаления шлака является потеря физического тепла шлака при его охлаждении водой, а также захолаживание воронки котла парами воды и воздухом, поступающими в топку из закалочной ванны с водой через летку. Это снижает жидкотекучесть шлака и может привести к образованию шлаковых наростов в летке. При сжигании непроектного высокозольного угля, сверхнормативных присосах воздуха через летку топки, плохом состоянии зажигательного пояса топки часто возникает необходимость сжигания в котле природного газа на поддержание стабильного шлакоудаления.
При наличии в углях БМ они попадают на золошлакоотвалы, и в случае извлечения ценных металлов из золошлакоотвалов это потребует переработки большого объема материала отвалов, концентрация металлов в которых заметно меньше, чем собственно в шлаке. Это связано с тем, что смешение золы и шлака в системе гидрозолоудаления приводит к существенному уменьшению содержанию золота и других ценных металлов в материалах золошлакоотвалов по сравнению с их содержанием в шлаке. Кроме того, возможна неконтролируемая сепарация тяжелых частиц металлов и их фактическая потеря в процессе гидрозолоудаления из котельного цеха на золошлакоотвал.
Недостатком описанного устройства удаления отвержденного шлака при отгрузке его потребителям с точки зрения извлечения из него БМ является полная потеря ценных металлов, содержащихся в этом шлаке.
Известно устройство удаления жидкого шлака от сжигания пылевидного угля в котле, в котором подовая часть топки имеет обмуровку, а в нижней части пода имеется летка для отекания жидкого шлака в ванну с проточной водой (М.В.Мейкляр. Современные котельные агрегаты ТКЗ. - М.: Энергия, 1978. - 223 с.). В ванне шлак затвердевает в виде зерен (гранул), после чего удаляется в систему гидрозолоудаления с помощью шлакоудаляющего механизма, например роторного транспортера.
Недостатком такого устройства удаления шлака является потеря физического тепла шлака при его охлаждении водой, а также захолаживание воронки котла парами воды и воздухом, поступающими в топку из закалочного ковша с водой через летку. В периоды временного увеличения вязкости шлака, например при изменении состава топлива или изменении режима работы котла, под леткой нарастают крупные куски шлака, периодически падающие в ванну. Это может привести к забиванию летки или затруднению удаления шлака из ванны, при этом не исключаются и механические поломки роторного транспортера.
Недостатком такого устройства удаления шлака также является потеря физического тепла шлака при его охлаждении водой и потеря БМ в случае их наличия в сжигаемом угле.
Задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является сведение к минимуму затрат энергии на извлечение БМ из шлака угольного котла с жидким шлакоудалением и использование физического тепла шлака. Другой задачей настоящего изобретения является снижение содержания в шлаке частиц несгоревшего углерода, а также железа и других металлов в восстановленной форме и предотвращение образования сплавов этих металлов с БМ.
Техническим результатом, достигаемым в заявленном изобретении, является исключение присосов холодного воздуха и паров воды из закалочной ванны в топку котла через летку, повышение жидкотекучести шлака, эффективное отделение частиц БМ от шлака, выпадающего на поверхность пода топки котла, окисление частиц восстановленного железа или других металлов, дожигание и газификация несгоревшего в топке углерода, а также использование тепла шлака для нагрева сжатого воздуха.
Преимуществами предлагаемого устройства являются стабильное удаление жидкого шлака, эффективное удаление частиц металла из шлака, дожигание и газификация не прореагировавших в топке котла угольных частиц в воздушном потоке и окисление частиц ферромагнитных металлов, восстановленных в восстановительной атмосфере топки, что снижает вероятность образования сплавов частиц этих металлов с частицами БМ. Все это позволяет использовать физическое тепло шлака и энергию не сгоревших в топке угольных частиц, а также существенно снизить потребление энергии при выделении БМ из шлака.
Предлагаемое устройство поясняется чертежами, где на фиг.2 представлен вариант устройства для удаления жидкого шлака из котла и извлечения металла из шлака котла с помощью центрифуги, имеющей горизонтальную ось вращения. На фиг.3 представлен вариант такой центрифуги с периодической разгрузкой БМ, а на фиг.4 представлен вариант центрифуги с непрерывной разгрузкой.
На фиг.2 показана топка 1 котла, которая имеет под 2 с леткой 3 для отвода жидкого шлака. Летка 3 имеет перфорированное дно 33, отверстия в котором с наружной стороны выходят в воздушный коллектор 34. В стенке летки 3 в придонной части имеется отверстие 35, с помощью которого придонная часть летки 3 сообщается с переливным шлаковым затвором 5. Разделительной стенкой 36 переливной шлаковый затвор 5 разделен на подъемную и опускную части. Выход переливного шлакового затвора 5 шлакопроводом 6 подсоединен к распределителю шлака 7. Распределитель шлака 7 шлакопроводом 8 подсоединен к внутренней полости центрифуги 9, выход из которой по металлу подключен к трубопроводу 10. Выход центрифуги 9 по жидкому шлаку подсоединен (на фиг.2 не показано) к охладителю 12 предварительного охлаждения шлака, который трубопроводом 13 подсоединен к смесителю 28, Выход охладителя 12 по предварительно охлажденному шлаку трубопроводом 14 подсоединен к промежуточному накопителю 15 шлака, а выход по охлаждающей среде трубопроводом 16 подсоединен к сепаратору 17. Выход сепаратора 17 по шлаку соединен с промежуточным накопителем 15 шлака, который соединен с охладителем 24 охлаждения шлака сжатым воздухом.
Вход в охладитель 24 шлака по воздушной стороне подсоединен трубопроводом 26 к воздушному компрессору 37, а выход - трубопроводом 27 подсоединен к горелкам котла (на фиг.2 не показано). Трубопровод 27 трубопроводом 4 подсоединен к воздушному коллектору 34.
Сепаратор 17 трубопроводом 19 подсоединен к конденсатору 20, к которому подсоединены также трубопровод отвода воздуха 21 и трубопровод конденсата 22. Трубопровод конденсата 22 соединяет конденсатор 20 со смесителем 28, который трубопроводом 29 подсоединен к трубопроводу 26 сжатого воздуха.
Выход охладителя 24 шлака по твердому шлаку шлакопроводом 25 подсоединен к накопителю 38 охлажденного шлака.
Распределитель 7 шлака шлакопроводом 30 соединен с закалочной ванной 31 шлака, имеющей устройство 32 удаления гранулированного шлака (показано условно).
На фиг.3 показано устройство центрифуги с горизонтальной осью вращения для отделения частиц БМ от шлака и периодической разгрузкой БМ. Барабан 39 центрифуги 9 имеет глухое дно, к которому подсоединен вал 40 привода центрифуги, установленный в подшипники 41. Со стороны открытой части барабан 39 соединен с опорной втулкой 42, установленной в подшипники 43. Между фланцем 44 барабана 39 и фланцем 45 опорной втулки 42 имеется ряд равномерно расположенных по окружности радиальных отверстий 46. Напротив отверстий 46 расположен кольцевой щелевой канал 11 предварительного охладителя 12, образованный двумя дисками 47. На своем внешнем диаметре кольцевой щелевой канал 11 выходит в тороидальную камеру 48, так что одна из сторон щели является касательной к внутренней окружности тороидальной камеры 48. Объем между дисками 47 и фланцами 44 и 45 уплотнен кольцевой коробкой 49 с кольцевыми лабиринтовыми уплотнениями 50, в одном из вариантов примыкающими к цилиндрическим частям барабана 39 и втулки 42. Кольцевая коробка 49 имеет патрубки 51 для отвода паровоздушной смеси. Тороидальная камера 48 имеет патрубок 52 подвода воздушно-водяной смеси и патрубок 53 для отвода частиц шлака.
Барабан 39 центрифуги 9 имеет кольцевой карман 54, образованный кольцевой проставкой 55 между фланцами 56 и 57 цилиндрической части барабана 39.
В цилиндрический барабан 39 через отверстие в опорной втулке 42 входят перемещаемый в осевом направлении подающий шлакопровод 58 и перемещаемый в осевом и радиальном направлениях трубопровод 10 отбора БМ. Трубопровод 10 имеет Г-образный отвод для забора металла при перемещении отвода в кольцевой карман 54.
На фиг.4 показано устройство центрифуги с горизонтальной осью вращения для отделения частиц БМ от шлака и непрерывной разгрузкой БМ. Здесь кольцевой карман 54 образован кольцевой проставкой 55 между фланцами 56 и 57 цилиндрической части барабана 39. Во фланце 57 имеются равномерно расположенные по окружности отверстия 59, которыми кольцевой карман 54 сообщается с полостью 60. Полость 60 образована фланцем 57 и кольцом 61, посаженным на цилиндрическую часть барабана 39. В кольце 61 имеется ряд равномерно расположенных по окружности радиальных отверстий 62. Напротив отверстий 62 установлена тороидальная камера 63, имеющая кольцевой щелевой канал 64, образованный двумя дисками 65, составляющими одно целое с тороидальной камерой 63. На своем внешнем диаметре кольцевой щелевой канал 64 выходит в тороидальную камеру 63, так что одна из сторон щели является касательной к внутренней окружности тороидальной камеры 63. Нижняя часть тороидальной камеры 63 подсоединена трубопроводом 10 отвода металла, под которым установлен накопитель 66 металла.
Представленное на фиг.2 устройство работает следующим образом. При работе котла частицы жидкого шлака и не до конца сгоревшие в топке 1 котла частицы угля в процессе горения выпадают на под 2 топки 1. Собираясь на поду 2 топки, жидкий шлак стекает в летку 3 котла. Объем жидкого шлака, находящийся в летке котла 3, через перфорированное дно 33 продувается горячим воздухом, который поступает по трубопроводу 4 в коллектор 34. В результате продувки шлакового расплава воздухом дожигаются несгоревшие в топке частицы угля и окисляются восстановленные в топке частицы железа и других металлов. Шлак из летки 3 котла отводится через отверстие 35, с помощью которого придонная часть летки 3 сообщается с переливным шлаковым затвором 5. Проходя через отверстие 35, шлак поступает в восходящую часть переливного шлакового затвора 5, поднимается вверх, перетекает через разделительную стенку 36 и поступает в опускную часть переливного шлакового затвора 5. Жидкий шлак из переливного шлакового затвора 5 по шлакопроводу 6 поступает в распределитель 7 шлака, который подает поток шлака либо в шлакопровод 8, либо в шлакопровод 30. При работе центрифуги 9 шлак из распределителя шлака 7 по шлакопроводу 8 поступает в центрифугу 9.
В центрифуге 9 частицы БМ как более тяжелые по сравнению с жидким шлаком перемещаются к периферии и накапливаются в кольцевом кармане, откуда металл периодически или непрерывно отводится по трубопроводу 10.
Очищенный от частиц металла шлак под действием центробежных сил распыляется и поступает в охладитель 12 предварительного охлаждения шлака. Капли шлака охлаждаются встречным потоком охлаждающей среды, подаваемой в охладитель 12 по трубопроводу 13 из смесителя 28, в результате чего внешняя поверхность капли отверждается.
Отвержденные снаружи частицы шлака отделяются от охлаждающего потока в предварительном охладителе 12 и по трубопроводу 14 поступают в промежуточный накопитель 15 шлака. Паровоздушный поток вместе с уносимыми им самыми мелкими шлаковыми частицами, образующимися при распылении шлака, отводится из охладителя 12 предварительного охлаждения шлака по трубопроводу 16 в сепаратор 17. В сепараторе 17 частицы шлака отделяются от паровоздушного потока и поступают в промежуточный накопитель 15 шлака.
Паровоздушный поток из сепаратора 17 по трубопроводу 19 отводится в конденсатор 20, где пары воды конденсируются и отводятся по трубопроводу 22 конденсата в смеситель 28. Несконденсировавшийся воздух отводится из конденсатора 20 по трубопроводу 21. В смеситель 28 по трубопроводу 29 подается сжатый воздух из трубопровода 26 и распыляется конденсат из конденсатора 20. Воздушно-капельная смесь по трубопроводу 13 поступает в предварительный охладитель 12.
В промежуточном накопителе 15 температура шлаковых частиц выравнивается по радиусу частиц за счет механизма теплопроводности. Из промежуточного накопителя 15 шлак поступает в охладитель 24 шлака, где омывает поверхность нагрева либо продувается непосредственно охлаждающим воздухом и постепенно спускается вниз, тем самым нагревая воздух по противоточной схеме. Нагреваемый в охладителе 24 шлака воздух подается в него по трубопроводу 26 компрессором 37.
Нагретый в охладителе 24 шлака воздух по трубопроводу 27 поступает в горелки котла (на фиг.2 не показано). Часть нагретого воздуха из трубопровода 27 по трубопроводу 4 подается в коллектор 34 для продувки шлакового расплава в летке 3.
Из охладителя 24 шлака охлажденный шлак по шлакопроводу 25 подается в накопитель 38 охлажденного шлака.
В случае остановки центрифуги 9 для устранения неисправности центрифуги или теплообменного оборудования жидкий шлак из распределителя 7 шлака по шлакопроводу 30 подается в закалочную ванну 31 жидкого шлака и через канал 32 в систему гидрозолоудаления.
Представленная на фиг.3 центрифуга работает следующим образом. Жидкий шлак по подающему шлакопроводу 58 поступает на нижнюю образующую внутренней поверхности барабана 39 центрифуги 9 вблизи ее глухого дна, к которому подсоединен вал 40 привода центрифуги 9. За счет сил вязкого трения жидкий шлак вовлекается во вращение и растекается в виде пленки по внутренней поверхности барабана 39, двигаясь в сторону опорной втулки 42. Капли БМ при этом под действием центробежных сил движутся к периферии и в процесс течения пленки в центрифуге оказываются на внутренней поверхности барабана 39. Проходя над кольцевым карманом 54 в барабане 39, капли металла попадают в него и постепенно накапливаются в нем, вытесняя из него шлак.
Очищенный шлак достигает торцевой части барабана 39 и поступает в радиальные отверстия 46. Эти отверстия, действуя как каналы центробежного насоса, разбрызгивают жидкий шлак. Образующиеся капли шлака попадают в неподвижный кольцевой канал 11 между дисками 47, который соединяется с тороидальной камерой 48. По патрубку 52 в тороидальную камеру 48 подается под давлением воздушно-капельная смесь, которая поступает в кольцевой канал 11 и движется навстречу каплям шлака, охлаждая их. Давление и скорость движения воздушно-капельной смеси выбирается так, чтобы капли шлака, образующиеся при центробежном распылении, не выносились бы из канала 11 встречным охлаждающим потоком и при этом успевали бы отверждаться с поверхности. Такие частицы шлака, попадая в тороидальную камеру 48, поступают в ее нижнюю часть, не прилипая к стенкам улитки и не слипаясь друг с другом. Очень мелкие капли шлака, которые могут образоваться при центробежном распылении, выносятся охлаждающим потоком в кольцевую коробку 49, из которой поток с мелкими частицами шлака отводится по патрубкам 51.
Давление охлаждающей среды в кольцевом канале 11 поддерживают повышенным за счет лабиринтовых уплотнений 50. Отвержденные с поверхности капли шлака, поступившие в тороидальную камеру 48, собираются в нижней ее части и отводятся из нее через патрубок 53.
При накоплении достаточного количества БМ в кольцевом кармане 54 подача шлака в центрифугу прекращается и остатки шлака удаляются через отверстия 46 за счет центробежных сил. В барабан центрифуги вводится трубопровод 10 отвода БМ. Его отогнутая часть погружается в кольцевой карман 54 за счет поворота вокруг оси трубопровода 10 и перемещения в радиальном направлении. При погружении отогнутой части в жидкий металл за счет скоростного напора металла он поступает в трубопровод 10 и удаляется из кармана 54.
Представленная на фиг.4 центрифуга работает так же, как и центрифуга, представленная на фиг.3. Отличие состоит только в отводе накопленного БМ. По мере накопления БМ в кольцевом кармане 54 металл по отверстиям 59 поступает в полость 60. Пока свободная поверхность металла в полости 60 не достигнет внутреннего радиуса кольца 61, происходит накопление металла при поступлении капель металла в кольцевой карман 54. В этом случае силы давления металла в полости 60 уравновешивают давление слоя шлака и металла в полости 54. Если же поверхность металла в полости 60 достигнет внутреннего радиуса кольца 61, то при поступлении капель металла в полость 54 происходит вытеснение металла в полости 60 на меньший радиус, в результате чего металл попадает в отверстия 62 и за счет центробежных сил удаляется через эти отверстия. Капли металла, вылетающие из отверстий 62, попадают в кольцевой канал 64, а из него в тороидальную камеру 63 сбора металла. Поступающие в тороидальную камеру 63 капли металла стекают в ее нижнюю часть и отводятся из нее через трубопровод 10 отвода металла в накопитель 66 металла.
При самом первом пуске центрифуги некоторое минимальное количество металла заливается в кольцевой карман 54, образуя гидравлический затвор и препятствуя вытеканию шлака, когда еще не накоплено в кармане достаточное количество металла.
Рассмотрим жидкое шлакоудаление для котла П-67/2650 т/ч блока 750 МВт Березовской ГРЭС-1. По данным (В.А.Бутан, А.М.Сазонов, В.П.Шорохов, В.В.Косарев. Угли Канско-Ачинского бассейна и продукты их сжигания как «нетрадиционные виды полезных ископаемых». // Уголь, 2000. №6, С.55-57) среднее содержание золота в материале золоотвала можно принять равным 0.97 г/т, а серебра - 18,75 г/т. Будем считать, что 85% металла попадает в шлак и только 15% металла попадает в золу уноса.
d
Используемый уголь - бурый уголь Березовского разреза марки Б2Р. По данным (Энергетическое топливо СССР. Справочник / В.С.Вдовченко и др. М.: Энергоатомиздат, 1991) теплотворность угля  МДж/кг, зольность - A=12%.
3
В работе В.В.Иванов, И.В.Иванов. Энергосберегающая экологически чистая технология сжигания твердого топлива и переработки золошлаковых отходов электростанций. Рязань, 2009. - 476 с. изучена летучая зола Березовской ГРЭС-1. Отмечено, что шлаки от плавления золы уноса при 1280-1300°С жидкотекучи и имеют динамическую вязкость µ=0.4-0,6 Па·с. Плотность расплава при 1380°С равна 2.85 т/м.
Оценим расход золы и шлака. Расход топлива котлом равен:
кг/с.
Здесь кпд блока принят равным 0.378.
Расход золы и шлака можно оценить по формуле:
кг/с
4
sl
где q=1.5 % - потери от механического недожога топлива. Если доля шлака от общей массы золы и шлака равна 0,3, то расход шлака будет равен G=4.83 кг/с, а расход серебра в шлаке составит 0.257 г/с.
Примем внутренний диаметр барабана шлаковой центрифуги равным 1.2 м и число оборотов 3000 об/мин. При этом массовый расход жидкости в пленке на единицу ширины пленки будет:
f
sl
G=G/(πD)=1.28 кг/(м с)
f
f
Поскольку G=ρuδ, а число Рейнольдса пленки Re=ρuδ/µ, то Re=G/µ. Для нашего случая Re=2.56 при динамической вязкости 0.5 Па·с.
f
Толщина жидкой пленки фактически определяется высотой буртика, образованного внутренним отверстием втулки, диаметр которого меньше внутреннего диаметра барабана центрифуги, и скоростью отвода шлака через радиальные отверстия между фланцами втулки и барабана. Примем толщину пленки δ=5 мм. Тогда скорость течения в пленке равна: u=G/(ρδ)=0.09 м/с. При длине цилиндрической части барабана центрифуги в 1.3 м время пребывания шлака в центрифуге составит 14.44 с.
Скорость осаждения капли серебра диаметром 3 мкм в шлаке в поле силы тяжести при Стоксовском законе движения равна:
d
sl
2
-8
w=(ρ-ρ)gd/(18µ)=6.03·10 м/с.
-4
При такой скорости осаждения капля проходила бы за 3600 с (1 час) путь в 0.22 мм. В этом случае отделение металла отстаиванием шлака практически невозможно. Для капли диаметром 300 мкм скорость осаждения равна 6.03·10 м/с, что также недостаточно для эффективного отстаивания металла.
При центрифугировании шлака угловая скорость вращения равна:
ω=πn/30=314.1 l/с
Центростремительное ускорение при вращении:
a
n
2
2
=Rω=59195 м/c
При Стоксовском движении радиальная скорость капли серебра диаметром 3 мкм равна:
r
d
sl
n
a
2
w=(ρ-ρ)d/(18µ)=0.00036 м/с.
Время движения капли поперек пленки шлака за счет центробежной силы:
r
Δt=δ/w=13.73 с
Таким образом, за время течения пленки шлака (с каплей серебра диаметром 3 мкм) по барабану центрифуги, которое равно 14.44 с, капля пройдет в радиальном направлении всю толщину пленки и окажется в кольцевом кармане для сбора металла. Капли БМ тяжелее серебра тем более попадут в кольцевой карман.
Кинетическая энергия, которая необходима для раскрутки 1 кг шлака до окружных скоростей в центрифуге:
2
W=m(ωR)/2=17758 Дж
Мощность привода центрифуги равна:
sl
N=GW=85.5 кВт
По ранее упомянутой работе В.В.Иванов, И.В.Иванов. «Энергосберегающая…» теплопотребление шлака при 1450°С, составляет 1550 кДж/кг. Для рассчитанного расхода шлака 4.83 кг/с тепло шлака можно оценить в 1550·4.83=7486.5 кВт. Если это тепло использовать для получения электроэнергии с кпд 0.25, можно дополнительно вырабатывать 1871.6 кВт, что заведомо превосходит мощность привода центрифуги и других обслуживающих систем.
Оценим ширину В кольцевого кармана, изображенного крупно на фиг.3. Капля металла, которая движется вдоль образующей барабана, должна за время прохождения длины В пройти в радиальном направлении расстояние, равное своему диаметру. Время радиального движения капли равно:
r
Δt=d/w=0.0083 с
За столь малое время пленка шлака перенесет каплю вдоль образующей барабана на:
Δt·u=0.75 мм
0
1
Таким образом, уже при ширине В=1 мм все капли заведомо окажутся в кольцевом кармане. При В=0.05 м, R=0.625 м, R=0.6 м, Н=0.025 м масса серебра в кармане будет равна 88.36 кг. При расходе серебра в шлаке 0.257 г/с это количество металла будет накапливаться в течение примерно 4 суток непрерывной работы котла.
0
Оценим теперь возможности непрерывного удаления металла из центрифуги по схеме фиг.4. Для расчета давления на внешнем радиусе R в левой части кармана из уравнения:
получаем:
0
Давление металла на радиусе R в правой части кармана равно:
0
Отсюда из равенства давлений в правой и левой частях кармана на радиусе R получаем:
3
3
sl
H
0
B
B
H
B
sl
При плотности шлака 2850 кг/м, плотности металла 9000 кг/м (серебро), радиусе центрифуги 0.6 м, толщине пленки шлака 0.005 м R=0.595, при R=0.610 м, R=0.625 м получим, что R=0.6168 м, т.е. R-R=0.0068 м = 6.8 мм. Таким образом, слой металла 6,8 мм в правой части кармана уравновешивает давление слоя шлака толщиной R-R=0.0218 м = 21.8 мм в левой части кармана.