1.1.

Сырье для получения фосфорных удобрений, требования к качеству сырья. Методы обогащения и переработки сырья.

В земной коре 0,12% Р =2,5*10в10млн.т. В простом виде не встречается, но встречается в виде минералов в основном апатитовой группы Са3(РО4)2*CаХ2, Х=F,CI,OH Ca10P6O24F2=Ca5(PO4)3F Ca10P5Co23(OH)3-карбонат апатит Са10Р5СО23F(OH)3-фтор карбонат апатит Са10Р5,2С0,8О23,2F1.6(OH)11-франколит.CaF(PO4)3 наиболее распространен и термически устойчив. Крупнейшее месторождение - Хибинское (Кольский п-ов) в СССР, Каратау Вязкокамское. Основное составляющее апатитовых руд Ca5F(PO4)3 – 40%, примеси в Хибинском апатите – нефелин (Na,K)2O*Al2O3*2SiO2 – 40%, NaFeSiO2-8%(эгирин), CaTiSiO5 – 5% (сфен), FeTiO3, Fe3O4 – 3% (титан магнетит. Содержание оксидов Fe в руде лимитируется (не>8% от P2O5) т. к. происходит переход P из усвояемой формы в неусвояемую. Природная руда подвергается обогащению. Н/б применение получили фосфоритные руды. Они образуются в результате осаждения P из морской воды.

1. Увеличение содержания полезных компанентов, уменьшение содержания примесей первичное обогащение осуществляется методом промывки водой, при этом отделяются пески. Затем дробление и вторичное обогащение – флотацией. В качестве флотореагентов используют пенообразователи - жирные кислоты и их соли, добавка керосин, депрессор – жидкое стекло. При обогащении нельзя получить руду с сод. P2O5- >28%. Требования к сырью: карбонатные примеси явл-ся вредными и ухудшают кач-во продукции и оксиды мет не > 10-12% по P2O5, соед. Mg 8% т.к. образуются кислые соли.

2. Эл/м и Эл/статич методы обогащения – при трении они заряжаются, за счет различной диэлектрической проницаемости разделяются в электростатических сепараторах.

3.Термический метод основан на нагревании до 900-1000°С при этом происходит разложение карбонатов, перекристаллизация оксидов Fe с уменьшением их вредного влияния. При нагревании руд улучшаются фл свойства

4.Химический метод основан на обработке сл растворами минеральных кислот с целью удаления Ca и Mg.

Основным промышленным методом явл флотация с получением флот концентрата.

P в рудах находится в неусвояемой форме следовательно нужна обработка. Сущ-т следующие методы :

-механическая активация руд при тонком измельчении с получением фосфоритной муки

-термические: 1.высокотемпературное восстановление C с получением Р4

2.гидротермическое обесфторивание водяным паром t=1400-1500°C

Ca5F(PO4)3+H2O-Ca5(OH)(PO4)+HF

3.спекание природных фосфатов со щелочными добавками (содой) с получением термофосфатов для производства обесфторенных фосфатов

-кислотные основаны на обработке мин кислотами

Ca3F(PO4)3+H2SO4(HNO3,HCl)-CaSO4+3H3PO4+HF

1.2.

Теоретические и технология производства фосфора и термической фосфорной кислоты. Технологические схемы. Устройство основного оборудования.

Производство элементарного фосфора.

NaH₂PO₄ = (NaPO₃)_n

2NaPO₃ + C = P₂ + Na₂O + 2CO

Метод Шееле:

Ca₃ (PO₄) _­2 + H₂SO₄ = Ca (H₂PO₄)₂ + 2CaSO₄

Ca (H₂PO₄)₂ = Ca (PO₃)₂ + 2H₂O

3 Ca (PO₃)₂ + 10 C = Ca₃ (PO₄)₂ + P₄ + 10 CO

Метод Велера (1829г):

Ca₃ (PO₄)₂ + nSiO₂ + 5C = 3CaO∙nSiO₂ + P₂ + 5CO

Солт предложил в 1831г получать из белого фосфора спички.

В 1834г в Германии был построен первый завод по производству фосфора.

Из красного фосфора в 1855г были созданы безопасные спички.

Доменная печь.

Основной недостаток низкая концентрация паров фосфора в отходящем газе.

Для получения фосфора было предложено использовать электрические печи.

Сырьем для получения элементарного фосфора служат природные фосфаты, чаще всего фосфориты.

Ca₃ (PO₄)₂ + 5C = 3CaO + P₂ + 5CO (при 1100 ⁰С)

Все компоненты р-ции при 1100 ⁰С представляют собой твердые вкщества.

t_ПЛ (Ca₃ (PO₄)₂ ) = 1775 ⁰C; t_ПЛ (CaO) =2580 ⁰C

Эта р-ция твердофазная, она протекает с очень малой скоростью, следовательно необходимо перевести один из компонентов в газовую среду. Чтобы интенсифицировать процесс, нужно вывести CaO. При этом используют кремнезем:

Ca₃ (PO₄)₂ + nSiO₂ + 5C = 3CaO∙nSiO₂ + P₂ + 5CO

Роль кремнезема: связывание СаО в виде силиката, который является легкоплавким соединением. В присутствии кремнезема СаО связывается и выводится из реакционной зоны в виде расплава. В присутствии расплава фосфаты Са диссоциируют и распадаются в расплаве. При высоких температурах происходит частичная диссоциация:

Ca₃ (PO₄)₂ = 3CaO + 2PO + ½ O₂

Ca₃ (PO₄)₂ = 3CaO + 2PO + 1.5 O₂

Данный процесс восстановления протекает в расплаве. При взаимодействии СаО с кремнеземом:

CaO + nSiO₂ = CaO∙nSiO₂

2PO₂ + 4C = P₂ + 4CO

2PO + 2C = P₂ + 2CO

Температура кипения фосфора 280 ⁰С.

Фосфор при этом испаряется, переходит в паровую фазу и выносится из печи вместе с отходящими газами. Появляется возможность осуществить процесс восстановления в непрерывном режиме. Т.к. Ca₃ (PO₄)₂ растворяется в расплаве, то поверхность контакта углерода с Ca₃ (PO₄)₂ будет больше, чем с твердыми веществами. Происходят и побочные р-ции. В природном фосфате есть примеси: СаСО₃, МgСО₃, Fe₂O₃.

СаСО₃ = СаО + СО₂ – Q

МgСО₃ = MgO + СО₂ – Q

СО₂ + C = 2CO

Нужно затратить большое количество энергии. В присутствии карбонатов увеличить расход восстановителя (С). Карбонаты нужно удалить путем прокалки шихты.

Fe₂O₃ + 3C = 2Fe + 3CO

2Fe + P₂ = 2FeP (Fe₂P)

В присутствии Fe₂O₃ увеличивается расход С, также большие потери фосфора.

Очистить полностью природные фосфаты от Fe₂O₃ нельзя, поэтому FeP является побочным продуктом.

SiO₂ + C = SiO + CO

SiO₂ + 2C = Si + 2CO

SiO₂ + 3C = SiC + 2CO

Si + Fe = FeSi

Эти р-ции протекают в незначительной степени.

Если использовать влажную шихту, то пары Р при температуре 400 – 600 ⁰С взаимодействуют с водными парами с образованием Р₄О₆ и Н₂, т.е:

Р₄ + 6H₂O = Р₄О₆ + 6H₂

Р₄О₆ + H₂O = 4H₃PO₄

4H₃PO₄ = 3H₃PO₄ + PH₃ (фосфин)

Требования:

- минимальное содержание карбонатов, Fe₂O₃

- влажность шихты д. быть минимальной

Определяющее влияние на пр-сс восстановления оказывает кремнезем. СаО м. образовывать с SiO₂ несколько соединений

t_ПЛ (CaO) =2580 ⁰C

2CaO∙SiO₂–ортосиликат Са. t_ПЛ(2CaO∙SiO₂)=2127 ⁰C,t_ПЛ(3CaO∙2SiO₂)=1475 ⁰C

t_ПЛ (CaO∙SiO₂ CaSiO₃) =1547 ⁰C

Температура плавления силиката Са должна быть минимальной.

Диаграмма плавкости

Расплав образуется при М_К = 0,82

t_ПЛ эвтектической смеси = 1447 ⁰С

Процесс восстановления природных фосфатов проводят при М_К шихты=0,85.

Количество углерода рассчитывают по уравнениям хим. р-ций исходя из того, что С расходуется на восстановление природных фосфатов, СО₂, Fe₂O₃, H₂O.

C + H₂O = CO + H₂

При расчете учитывается, что восстановление протекает на 100 %. Чтобы наиболее полно осуществить процесс восстановления берут избыток восстановителя на 10%. Процесс восстановления в промышленных условиях осуществляется в электрических эндотермических печах.

Стадии получения элементарного фосфора:

1. подготовка шихты

2. восстановление прир-х фосфатов в эл-кой пучи

3. очистка отходящих газов от пыли

4. конденсация паров фосфора

5. вывод из печи феррофосфора и шлака

Технологическая схема получения элементарного фосфора.

1. расходные бункеры для загрузки шихты

2. электрическая печь

3. графитовые электроды

4. лётка для слива расплавленного феррофосфата

5. летка для слива шлака

6. штуцер для вывода отходящих газов из печи

7. электрофильтры для очистки газов от пыли

8. шнек для сбора пыли

9. конденсаторы паров фосфора

10. сборники жидкого фосфора

11. хранилище жидкого фосфора

12. циркуляционные насосы

13. хвостовой вентилятор

Диаметр печи = 10,5 м, высота = 6 м.

Производство ТФК.

Произв-во основано на окислении элементарного фосфора с последующей гидротацией.

Р₄ + 5О₂ = P₄O₁₀ + Q

P₄O₁₀ + H₂O = 4H₃PO₄ +Q

1. сжигание элементарного фосфора

2. гидротация

3. конденсация H₃PO₄

Процесс гидротации фосфорного ангидрида осуществляется по месту разрыва мостиковой связи Р-О-Р. Сначала образуются парообразные кислоты, которые потом можно сконденсировать.

Для получения ТФК используют аппараты типа башень.

Пр-во ТФК можно осуществить двумя способами:

1.3.

Теоретические основы получения простого суперфосфата. Схемы, оборудование.

ПСФ-смесь CaSO_{4 ,}Ca(H₂PO₄)_2.

Ca₅F(PO₄)₃+5H₂SO_$ → 5CaSO₄+H₃PO₄+HF

Ca₅F(PO₄)₃+7H₃PO₄ → 5Ca(H₂PO₄)₂+HF

∑ 2Ca₅F(PO₄)+7H₂SO₄→3Ca(H₂PO₄)₂+7CaSO₄+5HF

Фосфатное сырье содержит примеси=>побоч.реакции

Апатитовое сырье :

Нефелин Na₂O K₂O AL₂O₃ 2SiO₂+H₂SO₄→Na₂SO₄+K₂SO₄+Al₂(SO₄)₃+SiO₂*nH₂O

∑ оксидов AlиFe ≤12%.

Реакция разложения необр., экзотермич.,гетерогенная.

υ=kFΔC

ΔC=C(H₂SO₄) в объеме- C(H₂SO₄) на поверхн. раздела фаз

С ↑ C(H₂SO₄) растворимость CaSO₄ ↑,↓ cтепень пересыщения,=>образ крупн кристаллы CaSO₄ ,поэтому ↑ υ разложения, достигает max при конц к-ты 63-68%.

Если C(H₂SO₄)=30-50%,=>суспензия =>сушка =>много тепл энергии,если 63-68%=>рассыпч продукт.

F: измельчение фосфата ,но ↑ расход энергии.Все природные фосфаты подвергаются флотации - 0.16 мм.

К: ↑υ с увеличением t.

Оптим т-ра 110-120.

K=K₀e^-E/R,но с увеличением т-ры образуется мелкокристаллический осадок.

1.Диффузия H₂SO₄ из объема жид фазы ч/з погран слой.

2.Диффузия H₂SO₄ ч/з пленку продуктов реакции к поверхности неразложившегося фосфата .

3.Хим реакция.

4.Диффузия H₃PO₄ в объем жид фазы.

Лимитирующая стадия -2.

Вторая стадия разложения исх сырья :

Ca₅F(PO₄)₃+7H₃PO₄→5Ca(H₂PO₄)₂+HF.Она протекает после полного израсходования H₂SO₄.Взаимодействие в тв фазе.При этом Ca(H₂PO₄)₂переходит в жид фазу,где ↑ его конц.=>он кристаллизуется,C(H₃PO₄) будет ↓ =>ск-ть разложения ↓ и для завершения необходимо 20-30 суток,т.е дозревание на складах ,т.к. нет таких аппаратов.

На складе :перемешивание , c ↑ T ск-ть ↓,для интенсификации T необх ↓ на складах.

После склада ПСФ содержит свободную ФК=>2H₃PO₄+CaCO₃→Ca(H₂PO₄)₂+CO₂

Ca(H₂PO₄)₂→CaHPO₄+H₃PO₄.

Далее нейтрализуют известковым молоком или аммиаком.

Гранулируют методом окатывания (вл-ть =16-18%) и в окаточный барабан,выход зависит от влажности .

Далее сушка в барабанной сушилке.

Затем классификация на двухситном грохоте.

Стадии: разложение→дозревание→нейтрализация→грануляция→сушка→классификация

1.4.

Теоретические основы производства ЭФК. Технологические схемы . Устройство основного оборудования.

Получают путем разложением природных фосфатов серной кислотой.

Са₅F(PO₄)₃+5H₂SO₄= 5CaSO₄*nH₂O+3H₃PO₄+HF

Количество серной кислоты должно соответствовать стехиометрическому количеству для полного связывания кальция в виде сульфата.

Процесс нужно вести так чтобы образующийся сульфат можно было вывести в виде осадка, чтобы получить жидкотекучую суспензию, которая разделялась фильтрацией.

С осадком будет теряется до 10% ФК. Для избежания потерь надо вести тщательную промывку сульфата кальция по противоточной схеме с использованием промывных вод.

Са₅F(PO₄)₃+ 7H₃PO₄=5Са(Н₂РО₄)₂+НF

Но Са(Н₂РО₄)₂ в присутствии СК существовать не может:

Са(Н₂РО₄)₂+ H₂SO₄= CaSO₄+2H₃PO₄

Оксиды железа и алюминия переходят в начале в сульфата потом в средние фосфаты и вместе сними теряется фосфор, поэтому их содержание лимитируется.

Лимитируется также содержание карбонатов, т.к. дополнительно расходуется СК.

Проблемы: получение крупнокристаллического осадка сульфата кальция для лучшей фильтрации и промывки, поэтому надо следить за условиями кристаллизации сульфата.

CaSO₄ может существовать в виде: CaSO₄ *2Н₂О – гипс; CaSO₄ *0,5Н₂О – полугидрат;

CaSO₄ – ангидрит

CaSO₄ *2Н₂О --- CaSO₄ *0,5Н₂О --- CaSO₄

С увеличением конц ФК растворимость всех модификаций увеличивается, максимум при конц. Р₂О₅ =16-22%, при дальнейшем увеличении конц. Растворимость всех форм уменьшается. Минимальной растворимостью в ФК обладает ангидрит, наибольшей растворимостью обладает полугидрат. Выше конц. 33% наибольш. Растворимостью обладает гипс Г П А. Эти превращения протекают весьма медленно.

На практике различают 3 режима: дигидратный ; полугидратный; ангидритный.

Дигидратный: при Т= 80, тогда конц. Р₂О₅ max=32%.

Полугидратный: Т= 95-105, конц. Р₂О₅ max=50%.

Ангидритный: Т>105, конц. выше 50%

Более предпочтительный ангидритный режим , но он не применяется , т.к. при высокой температуре резко увеличивается коррозия оборудования и ангидрит кристаллизуется в виде мелких кристаллов, который плохо фильтруется и плохо промывается водой. Наиболее мягкий режим экстракции дигидратный Т= 60 – 80 , крупный кристаллический осадок. Поэтому более 80% ЭФК выпускается в дигидратном режиме, но конц. 32% по Р₂О₅. Полугидрат не стойкое соединение и при фильтрации и промывке превращается в дигидрат, происходит загипсовывание фильтрующей поверхности, при кристаллизации полугидрата может происходить захват фосфора из-за подобия решеток Са(Н₂РО₄)₂ и CaSO₄ *0,5Н₂О.

Поэтому используют комбинированные способы:

Способ полугидратный +дигидратный, при этом 1 ступень полугидратный режим Т = 90 – 100 и конц. ФК до 50% на второй стадии дигидратный режим.

Для получения крупных кристаллов степень пересыщения должна быть минимальна (скорость роста кристаллов больше скорости зародышеобразования), от конц. ионов Са и SO₄ в жидкой фазе.

Максимальная степень пересыщения при избытке Са.. В этом случае мелкокристаллический осадок. Если избыток SO₄ – минимальная степень пересыщения, Поэтому в практических условиях разложение ведут при избытке серной кислоты.

Избыток 1,5-4% дигидратный режим , 1-1.5% погидратный режим.

Форма и размеры CaSO₄ зависят от наличия примесей. Для поддержания оптимальной Т суспензию надо охлаждать , т.к. реакция идет с выделением тепла.

Производство ФК состоит из стадий :

1. Разложение природных фосфатов смесью СК и ФК.

2. Поддержание оптимальной Т за счет охлаждения суспензии в экстракторе.

3. Фильтрация суспензии.

4. Противоточная промывка фосфогипса.

Реакция разложения гетерогенная CaSO₄ может кристаллизоваться на зернах неразложившихся фосфатов, поэтому стремятся получать крупные кристаллыи непрерывное перемешивание. Экспериментальное время 1.5 часа (время разложения).

Но время пребывания превышает время разложения, и составляет 4-6 часов, т.е. лимитирующей стадией является стадия кристаллизации CaSO₄. Основными аппаратами являются экстракторы и фильтры. Объем экстракторов рассчитывают исходя из времени пребывания. Единичная мощность при производстве ЭФК составляет 110 тыс. т. год Р₂О₅, время пребывания для такой мощности 4-6 ч. , объем экстрактора = 840- 900 м³ .

Технологическая схема.

Дигидратный способ получения.

Исходное сырье апатитовый концентрат с диаметром частиц 0,15-0,16 мм. в бункер на дозатор и в экстрактор + раствор разбавления (часть ФК + 1ч. промывной фильтрат) Время пребывания в экстракторе 4-6 ч. Для регулирования Т пульпа из последней камеры погружным насосом в вакуум – испаритель, где поддерживается разряжение 10 – 20 кПа. Суспензия вскипает и происходит остаточное испарение воды; охлажденная суспензия в первую зону экстрактора (Т регулируется и вводим затравку); кратность циркуляции 6-8. Паровая фаза через брызгоуловитель, через конденсатор и вакуум – насос. Большая часть суспензии циркулирует , оставшаяся часть в карусельный вакуум – фильтр.

В 1-й зоне Ф-1 – часть на склад , а часть на разбавление.

Ф-2 – в виде раствора разбавления.

Ф-3, Ф-4 на промывку. Окончательная промывка водой. После этого лотки опрокидываются на транспортер и в отвал, а фильтрат в цикл.

Ф-1 – продукционная ФК.

28-32% H₃PO₄ ; 1,8-2,8% SO₃ ; 0,3-0,5%Fe(H₂PO₄); 1,7-2%F

Коэффициент разложения природных фосфатов98-98,5%; коэф отмывки 99%

К_вых=97%

На 1т ФК (по Р₂О₅.) получается4,27т. CaSO₄ *2Н₂О

1.6.

Получение аммофоса

Сырье-ЭФК и аммиак.В зав-ти от кол-ва NH3 можно получить моноаммонийфосфат(МАФ),диаммонийфосфат(ДАФ),триаммонийфосфат(ТАФ).

ТАФ-наиб. конц. и наиб. благоприятное соотношение питат. элементов,но термич.неустойчив.ДАФ-наиб. растворим.МАФ-наиб.устойчив,но неблагоприятное соотношение питат. элементов.Поэтому выпускают ам-с(90%-ТАФ,10%-ДАФ).

ЭФК содержит примеси:H3PO4,H2SO4,H2SiF6,Fe(H2PO4)3,Al(H2PO4)3,Mg(H2PO4)2 и тд.Протек.реакции:H3PO4+NH3=NH4H2PO4;H3PO4+2NH3=(NH4)2HPO4;H2SO4+2NH3=(NH4)2SO4;H2SiF6+2NH3=(NH4)2SiF6;Fe(H2PO4)3+NH3=FeNH4(HPO4)2+NH4H2PO4;Fe(H2PO4)3+NH3=FePO4+2NH4H2PO4 и тд.Будет образов. смесь солей в аммофосе.

pH=4 для реакции образов.МАФ,а нейтрализ. ведут до pH=5.5.В процессе нейтрал. образов.растворимые и нераствор. в воде соед.,поэт. в зав-ти от состава ЭФК и ее конц. может образ-щаяся суспензия загустевать и терять текучесть.Поэт.промыш.сп.получ.аммофоса отлич.поконц.ЭФК.Если исп.упар.ЭФК,то процесс сост.из стадий: 1.нейтрализ-я ЭФК аммиаком до мольного соотношения NH3:H3PO4=0,7 ,2.доаммонизация до соотношения 1,1 в аммонизаторе-грануляторе,3.сушка и классификация.Если исп.неупар.ЭФК,то исп.вакуум выпарной ап-т с послед.высуш.в сушилках.Нейтрал.ведут в ап-тах разного типа в зав-ти от конц. ЭФК:1.емкостные реакторы с мешалкой(рис.1.Дост:простота;недост:выс.металлоемкость,энергия на перемеш.,малая призв-ть)2.скоростной аммонизатор испаритель(САИ,рис.2.ДостРабота:за счет экзот.эф-та сусп.вскип.и поступ. в сепар.часть,где отдел.соковый пар)3.трубчатый реактор(рис.3.Дост: нет перемеш.устр-в,время пребыв.-1сек.,малая металлоемк.,развив.выс.тем-ра,нейтрал.в одну стадию).САИ исп.для неконц.ЭФК(т.к.искл.воз-ть кр-ции),трубчатый-для любой конц.,емкостн-не исп.

Техн.сх.получ.ам-са из неупар.ЭФК(рис.4):1-напорный бак;2-подогр-ль;3-САИ,4-промеж.сб.,5-насос,6-3х корпусная выпар.уст-ка,7-брызгоул-ль,8-барометр.конден-р,9-сб.баром.конденсата,10-насос,11-сб,12-насос,13-топка,14-БГС,15-элеватор,16-клас-р,17-дробилка,17-охладатель.Сх.примен.,если сырье сод. Mg.

Техн.сх.получ.ам-са из упар.ЭФК(рис.5):1-бак ЭФК,2-реакторы-нейтрализ.,3-насос, 4-ап-т аммонизатор-гран-р,5-топка,6-бараб.сушилка,7-ковшевый элеватор,8-2хситный грохот,9-дробилка,10-охлад-ль гранул.ам-са,11-скрубберы для очистки отх.газов,12-сб.абс.р-ров,13-цирк.насос,14-циклон.Сейчас замен.емк.р-ры на трубч. и выпуск.ДАФ,т.к.лучше соотн.питат.эл-тов.,но надо уменьш.t сушки(до 70’C) и нейтрал.до pH=7.Компл-е:Соотн.между питат.эл-тами можно менять,вводя 1.ам.селитру (нитроам-с),

2.ам.селитру+KCl(нитроам-ка),3.карбамид(карбоам-с),4.карб-д+KCl(карбоам-ка).В Гомеле компл.уд.получ.по рис.5+в аммон-р-гран-р вводят KCl вместе с ретуром .

Ам-с:50%P2O5, N-12%, F<=1%, H2O<=1%.Аммон-р-гран-р и суш. барабан цилиндр.ап-т с d=4м и L=8 и22 м. соотв-но,устан-ные под углом к горизонту.

1.7.

Азотнокислотное разложение фосфатов

Ca5(PO4)3F+10HNO3=5Ca(NO3)2+3H3PO4+HF и примеси в апатит.конц-те:Na2O*K2O*Al2O3*SiO2+10HNO3=2NaNO3+2KNO3+2Al(NO3)3+2SiO2*nH2O;фосфориты(Сa,Mg)CO3+2HNO3=(Ca,Mg)(NO3)2+CO2+2H2O;(Fe,Al)2O3+6HNO3=2Fe(NO3)3+2H2O;4HF+SiO2=SiF4+2H2O;SiF4+2HF=H2SiF6.При разлож.апат.конц.(АПК) Эл-ты цериевой гр.(Sr),F,редкоземел.эл-ты перех.в азотно-кислотную вытяжку(АКВ) и степень извлеч.сост.96-98%.Ск-ть разлож.зависит:1.изб.к-ты:если стехиом,то ск-ть уменьш.,т.к.уменьш.сод-е к-ты,поэт.исп.5-10%избыток;2.конц.к-ты:может измен.от 45% до 60%,но на степень разлож.практич не влияет,но с увелич.конц.к-ты затраты на обезвожив.уменьш.3.с увелич.t ск-ть увелич.,но при t>50’C резко увелич.коррозия обор.4.только измельч-ный.Оптим.усл:c=50-60%,t=50’C,n=105-110%,время-до1,5часа,х=97-99%,степ.перех.F в газовую фазу 5-10%.Ca(NO3)2 имеет сильное высалив. действие по отнош.к Sr(NO3)2,для извлеч.Sr этот ос. надо отделить и перераб.Схема компл.перераб.прир.фосфатов путем разлож. HNO3 на рис.1. Очищ.АКВ содержит:5Ca(NO3)2,3H3PO4,фосфаты аммония,т.е 2 питат.эл-та.Если получ. простые уд.,

то 1 эл-т надо осадить(лучше в виде CaHPO4).CaHPO4 в воде не растворим ,а раств.в 0,4% HCl.Простые уд.:АКВ+CaCO3или Ca(OH)2.Пример: 5Ca(NO3)2+3H3PO4+3CaCO3=3CaHPO4 +5Ca(NO₃)2+3CO2+6H2O,далее Ca(NO3)2+(NH4)2CO3=CaCO3 +2NH4NO3.Недост.:сложность,т.к. надо в пр-ве измельч.CaCO3,фильтрац,нейтрал,сушка,конверсия,выпарка и тд.Поэт.получ.комплекс.уд.,искл.фильтр,выпарку,крист-цию. Пример: 5Ca(NO3)2+3H3PO4+NH3=1.5Ca(H2PO4)2+3.5Ca(NO₃)2+3NH4NO3 +3NH3= 3CaHPO4 +2Ca(NO₃)2+6NH4NO3; 5Ca(H2PO4)2=CaHPO4 +H3PO4.При нейтрал. АКВ+NH3 после высушив.сусп.получ.нитрофос(добавив KCl-нитрофоска),но изб. Ca(NO₃)2 перех.в ос.,а т.к. Ca(NO₃)2 сильно гигроск.,то уд.гигроск. надо выделить 2 моля Ca(NO₃)2.Если еще добав. NH3,то Ca3(PO4)2,где P2O5 в неусв.форме.Если выделить 2 моля ,то весь P2O5 в водонераств.форме.Для получ. уд.,в кот.будет сод-ся в водораств.форме,надо выделить3-4моля Ca(NO₃)2 (Ca(NO3)2+3H3PO4+4NH3=CaHPO4 +2NH4H2PO4+2NH4NO3).Сп.получ.компл.уд. отлич-ся по способу выдел. Ca(NO3)2 .Сущ.4метода:

1.Карбонатный метод: 5Ca(NO3)2+3H3PO4+6NH3=3CaHPO4+2Ca(NO₃)2+6NH4NO3 ;

3CaHPO4+2Ca(NO₃)2+6NH4NO3+4NH3+2CO2+H2O= 2CaCO3 +10NH4NO3+3CaHPO4 ; :5Ca(NO₃)2+3H3PO4+10NH3+2CO2=2CaCO3 +10NH4NO3+3CaHPO4 .Сушка и гран-я-нитрофос;если +К,то нитрофоска.Недост: в водораст.форме P2O5 получ.этим сп. нельзя ;балласт CaCO3( питат.эл-тов не превыш.36%);надо CO2 или (NH4)2CO3.

2.Сульфатный метод:м.исп.H2SO4,(NH4)2SO4или смесью к-т H2SO4+HNO3.В зав-ти от кол-ва ионов SO4 можно P2O5 перевести в водораст.форму и в водонераст.форму.

5Ca(NO3)2+3H3PO4+2H2SO4=2CaSO4+3Ca(NO₃)2+3H3PO4+4HNO3 ; 2CaSO4+3Ca(NO₃)2+3H3PO4+4HNO3+10NH3= 3CaHPO4 +2CaSO4+10NH4NO3.Если исп.4 моля,то 5Ca(NO3)2+3H3PO4+4H2SO4=4CaSO4+Ca(NO₃)2+3H3PO4+8HNO3;

4CaSO4+Ca(NO₃)2+3H3PO4+8HNO3+12NH3=CaHPO4 +4CaSO4+10NH4NO3+2NH4H2PO4.Если исп. (NH4)2SO4,то не надо вводить NH3.Если K2SO4,то 3 питат.эл-та. Недост: балласт CaSO4( питат.эл-тов не превыш.36%)

3.Фосфорно-кислотный исп.для искл.примесей.Можно менять соотношение питат.эл-тов. 5Ca(NO3)2+3H3PO4+3H3PO4= 5CaHPO4 +10NH4NO3+NH4H2PO4.Если 2 моля,то все P2O5 в цитратнораств.форме.Дост:балласта нет( питат.эл-тов превыш.52-54%), недост:надо H3PO4. Техн.сх. и функц.сх. получ.по методу 1,2,3 на рис.2. 1-расходный бункер,2-лент.дозатор,3-напор.бак HNO3, 4-расходомер HNO3, 5-растворы для разлож.прир.фосфата HNO3, 6-нейтрал. сусп.(АКВ), 7-сб.нейтрал.сусп.,8-насос,9-топка,10-БГС,11-ковшевый элеватор,12-2хситный грохот,13-барабан для охл-ния и кондиц-ния гранул,14-валковая дробилка.

4.С вымораж. Ca(NO₃)2:можно получ.уд.с регулир.соотн.P2O5 в цитратно- и водораств.формам.Раст-ть Ca(NO₃)2 и степ.выдел. Ca(NO₃)2 зависит от конц.HNO3,от изб.к-ты и от t охл-ния.При охл-нии раст-ть Ca(NO₃)2 уменьш. и он крист-ся.Зав-ть степ.выдел.от конц.и темп-ры на рис.3 (лучше 60%).Охл-е осущ.рассолом(до t=-20’C) в аммиачном хол-ке(рис.4).Недост.:период-ть,зараст.теплоперед.пов-тей Ca(NO₃)2.Для отдел.кр-лов внутрь змеевиков подают гор.воду или пар.Для искл.нагрева пов-тей в кач-ве охл-щего агента исп.бензин(рис.5).Дост: отсутств. теплоперед.пов-ти,охл-ние интен-ное,созд.усл.для получ.крупных кр-лов Ca(NO₃)2.

1.8.

Экологические проблемы производства H₃PO₄,фосфорных и комплексных удобрений.

Отходы:

-твердые (фосфогипс-пр-во ЭФК).

-жидкие (промывные и сточные воды, абсорбционные р-ры, кот получаются при сан очистке газовых выбросов)

-газообразные (соед-ния F(HF,SiF₄),дымовые газы при грануляции и сушке).

Произ-во комплексных удобрений –неэкологич пр-во.

1. Фосфогипс.

Ca₅F(PO₄)₃+5H₂SO₄→CaSO₄*nH₂O+3H₃PO₄+HF.

Апатитовый концентрат:1.6 т ф-са на 1 т ап-та.

Фосфориты:6.5 т ф-са т.к содержание P₂O₅ меньше =>ув-ся расход сырья на 1 т ФК;также содержит CaCO₃, MgCO₃ ,кот перераб в фосфогипс .

ГХЗ: ежегодно около 1 млн т ф-са .Он складируется в отвалы.

Методы использования:

1.перераб. в строит мат-лы.

2.в цементной промышленности как регулятор схватывания цемента.

3.в с/х для мелиорации солонцовых почв т.е сод-х малоподвижные ионы щелочных металлов ,вводят для увеличения подвижности.

Жидкие: промыв и сточные воды ,они содержат серную кислоту, ФК,H₂SiF₆.Существуют станции нейтрализации на заводах, где нейтрализуют известковым молоком.

H₂SO₄+Ca(OH)₂→CaSO₄+2H₂O

H₃PO₄+Ca(OH)_2→CaHPO₄+2H₂O

=>все соед-я образ-т нерастворимые осадки , образ-ся суспензии , прох-т сгущение и подвергаюеся фильтрации.

Осадки могут возвращаться в производство , напр , для получения ЭФК и ПСФ, но в наст время их не перерабатывают , а складируют вместе с фосфогипсом .

Газообраз-е: отходящие газы содержат F.

ПСФ-:конц СК 63-68%, T=120 => степень выделения F в газ фазу 45-50% при складировании и др стадиях.

Перед выбросом в атмосферу необходима очистка (абсорбция водой).

Если конц F > 1-2 г/м³ => поглощение водой с получением H₂SiF₆, если ‹ 1-2 г – санитарная очистка известковым молоком.

Из F получают :

1.фторпласты(защита от коррозии)

2.стекольная промышленность

3.Na₃AlF₆ для ↓ T плавления Al₂O₃

4.фреоны

5.получение HF

Аппараты:

Механический абсорбер, абсорбер типа труба Вентури, пенные абсорберы, абсорберы с плавающей насадкой.

2.2.

Физико-химические основы флотации растворимых солей. Принципиальные технологические схемы производства хлористого калия флотационным методом. Устройство основного оборудования.

Флотация (от английского – всплывание) – один из наиболее распространенных методов обогащения полезных ископаемых. Более 90% добываемых руд цветных металлов, значительная часть руд редких, черных, благородных металлов и неметаллических полезных ископаемых обогащается флотацией. В последнее время флотационный метод применяют для извлечения ионов и молекул из истинных растворов.

Процесс флотации основан на различии физико-химических свойств поверхности минералов, выражающемся в различной способности минералов смачиваться водой или насыщенными растворами солей. Находясь в тонкоизмельченном состоянии в водной среде, частицы одних минералов не смачиваются водой, а прилипают к содержащимся в воде пузырькам воздуха и всплывают на поверхность. В то время как частицы других материалов смачиваются водой и тонут в ней или находятся во взвешенном состоянии.

Флотационную способность минералов, т.е. степень смачиваемости минералов водой, можно изменять искусственно, обрабатывая их поверхность флотационными реагентами. Поверхность минерала смачивается потому, что силы притяжения между молекулами воды и поверхности минерала больше сил притяжения между самими молекулами воды. Если же силы притяжения между молекулами воды больше сил притяжения между молекулами поверхности минерала и воды, то поверхность минерала не смачивается водой. В этом случае капля воды не растекается на поверхности минерала и сохраняет шаровую или близкую к ней форму.

Одни минералы в естественном состоянии хорошо смачиваются водой (гидрофильные), другие не смачиваются (гидрофобные). Установлено, что с хорошо смачиваемых поверхностей минералов вода легко вытесняет воздух и капля воды быстро растекается по таким поверхностям. С плохо смачиваемых или несмачиваемых водой поверхностей минералов, наоборот, воздух быстро вытесняет воду.

Мерой гидрофобности или гидрофильности поверхности минералов является краевой угол смачивания θ – это угол между касательной к поверхности воздушного пузырька или к поверхности капли воды в любой точке трехфазного периметра смачивания и поверхностью минерала.

cos θ=(σ_Т-Г- σ_Ж-Т)/ σ_Ж-Г

σ_Ж-Г, σ_Т-Г, σ_Ж-Т - силы поверхностного натяжения, возникающие на поверхности раздела жидкость – газ, твердое – газ и жидкость – твердое.

Теоретически величина его может изменяться от 0 до 180˚. В первом случае имеет место полное смачивание поверхности минерала водой (полная гидрофильность), во втором – капля воды не растекается по поверхности минерала и находится на ней в виде шарика (предельная гидрофобность).

σ_Ж-Г

Г

Ж θ

σ_Т-Г Т σ_Ж-Т

Силы, действующие на трехфазный периметр смачивания

Основной акт флотации – избирательное закрепление минеральной частицы к пузырьку воздуха или газа. Этот процесс является самопроизвольным и протекает с уменьшением свободной энергии системы.

Убыль свободной поверхностной энергии: dF= σ_Ж-Г(1- cos θ).

Если θ>0, то dF>0 и прилипание частицы к пузырьку возможно. Видно, что убыль свободной энергии тем больше, чем больше краевой угол смачивания. Следовательно, чем хуже минерал смачивается водой, тем легче пузырек воздуха вытесняет с его поверхности воду, сильнее закрепляется на минерале и выносит минерал на поверхность. Более прочное прилипание минеральной частицы к пузырьку воздуха характеризуется большей величиной краевого угла смачивания.

Природной гидрофобностью обладают лишь немногие минералы (сера, графит, молибденит), подавляющее же большинство минералов хорошо смачивается водой, поэтому смачиваемость минералов приходится искусственно изменять с помощью применения различных реагентов (собиратели, пенообразователи, активаторы, депрессоры, регуляторы, флокулянты и коагулянты). Этот процесс называвется гидрофобизацией поверхности минералов.

Процесс флотации состоит из следующихстадий:

1) диффузия в растворе и селективная адсорбция собирателя на поверхности солевого минерала;

2) столкновение минеральных частиц с пузырьками в пульпе;

3) закрепление на пузырьках столкнувшихся с ними частиц;

4) образование минерализованной пены, вынос частиц с пеной на поверхность в виде концентрата (целевого продукта.;

Через пульпу, содержащую флотационные реагенты, продувают воздух; частицы минералов, несмачиваемые водой, прилипают к поднимающимся в пульпе пузырькам воздуха и выносятся на поверхность. Те частицы, которые хорошо смачиваются водой, не прилипают к пузырькам воздуха, остаются в пульпе и тонут. Адсорбция собирателей на поверхности раздела минерал – жидкая фаза определяет сущность всего процесса флотации.

Кристаллы KCl и NaCl – основные компоненты сильвинитовых руд – имеют одинаковые кубические ионные решетки(параметры решетки 6,28 А и 5,65 А соответственно). Существует несколько гипотез о природе селективного взаимодействия собирателей с поверхностью солевых минералов.

Первые гипотезы связывались с образованием на поверхности минералов малорастворимых осадков из анионов собирателя и катионов минералов, но они были несостоятельны при флдотации аминами.

По другой гипотезе взаимодействие катионов амина с решеткой KCl может происходить из-за близости размеров радиуса катиона этой соли 1,33 А и аминной головкой 1,43 А, что приводит к обмену между ними. На ионах натрия такой обмен невозможен, так как радиус иона натрия 0,95 А. Однако, есть минералы с радиусом ионов, близким к радиусу аминной головки, которые не флотируются.

Гипотеза Бахмана основана на подобии кристаллической решетки минерала и собирателя, что приводит к энергетически выгодному и прочному закреплению собирателя на поверхности кристаллов соли. Эта теория также не подтверждается при флотации определенных солей.

Гидратные теории, возникшие позже основаны на связи между флотируемостью минералов и величиной гидратации ионов собирателя.

Существует мнение, что на адорбцию полярных групп собирателя влияют неполярные углеводородные концы молекулы собирателя. При этом закрепление ионов или молекул собирателя на гидратированной поверхности соли может происходить за счет водородных мостиковых связей.

Комплексная теория адсорбции основана на учете различных форм селективного закрепления аминов на KCl с возможностью достраивания решетки минерала структурно подобными ей катионами амина. Это может осуществляться за счет аодобия кристаллографических параметров решетки KCl и образующегося соединения амина и из-за близости радиусов.

Существует также гипотеза, по которой основными факторами для адсорбции собирателя являются противоположные заряды активной группы собирателя и поверхности соли.

Все гипотезы не исключают, а взаимно дополняют друг друга; они не позволяют создать единой теории, но хорошо объясняют частные случаи.

Принципиальные технологические схемы производства хлористого калия флотационным методом. При флотационном обогащении калийных руд в пенный продукт переводят хлористый калий. Технологические схемы обогащения включают следующие основные операции: измельчение руды в целях раскрытия зерен сильвина; предварительное удаление глинистого шлама из руды или его подавление в процессе основной флотации; основную флотацию с перечисткой полученного концентрата; обезвоживание шламов, хвостов, концентрата; складирование галитовых отходов и шламов; осветление и возвращение в цикл оборотного насыщенного раствора.

Применяемые технологические схемы флотационного обогащения отличаются , причем иногда весьма существенно. Это обусловлено различием вещественного состава перерабатываемых руд, характером вкрапленности солевых минералов, требованиями к ассортименту и качеству калийных удобрений, свойствами применяемых реагентов и др.

Схемы флотации различают по способам выделения из руды глинистого шлама:

-флотация шламов в самостоятельном цикле, предшествующем основной флотации;

- депрессия глинистых шламов с помощью специальных реагентов;

- механическое выделение шламов на стадии измельчения, классификации;

- комбинация всех этих методов.

Выбор способа обесшламливания и типа оборудования определяется вещественным составом шламов и их содержанием в руде, а также распределением шламовых компонентов по крупности.

Схема с предварительной флотацией глинистого шлама применяется для переработки сильвинитовых руд, содержащих н.о. не более 2,5%: 1 – бункер; 2-стержневая мельница; 3-мешалки; 4.5-дуговые сита с радиусом кривизны 1,5 м и 0,55 м соответственно; 6-флотомашина шламовой флотации; 7-флотомашина перечистки шлама; 8 – флотомашина основной флотации сильвина; 9-флотомашина перечистки сильвина; 10-центрифуга; 11-сгуститель галитовых хвостов; 13-вакуум-фильтр; 14-вакуум-сборник; 15-рессивер; 16-сборник оборотного щелока.

Схема с депрессией шламов: применяется при содержании н.о.5-6%, как для руд Старобинского месторождения, так как флотацию шлама из-за большого числа флотомашин использовать нецелесообразно, а также складирование шламов из-за стабильности пенного продукта потребует больших площадей. 1 –расходные бункеры; 2-конвейер; 3-дуговые сита; 4-зумпфы; 5- стержневые мельницы 6-контактный чан; 7, 22 -гидроциклоны; 8 –гидросепаратор; 9,17,24 – сгустители; 10,18-мешалки концентрата; 11,23-барабанные фильтры; 13-пенные абсорберы; 14-батарейные циклоны; 15-сушильный барабан; 16 – градирня; 19-флотомашина основной флотации сильвина; 20-флотомашина перечисток 1,2,3; 25-бак маточника.

Схема с крупнозернистой флотацией: крупнозернистая флотация позволяет получать неслеживающийся хлористый калий с размером частиц 1-3 мм с одновременным увеличением производительности оборудования. Процесс состоит из 3 циклов: 1-цикл подготовки руды к обогащению; 2-цикл крупнозернистой флотации; 3-цикл мелкозернистой флотации.

Устройство основного оборудования: аппараты, в которых осуществляется флотация, называются флотационными машинами; для ведения процесса они должны обеспечить перемешивание пульпы и поддержание частиц во взвешенном состоянии, подачу диспергированного воздуха, создание спокойной хоны пенообразования на поверхности пульпы и разгрузку минерализованной пены. Перед флотацией контакт пульпы с реагентами осуществляется в контактных чанах или др.Есть также вспомогательное оборудование для приготовления и подачи реагентов.

Контактные чаны – для кондиционирования мелкозернистых пульп; продолжительность кондиционирования должна быть оптимальной (определяется физико-химическими свойствами пульпы, обычно 1-2 мин), увеличение времени контакта приводит к излишнему переизмельчению минералов, особенно глинистых, и десорбции реагентов с поверхности минералов. Кондиционирование солевых пульп осуществляют с флокулянтами и депрессорами; собиратель подается прямо во флотокамеру.

Аппарат для кондиционирования выбирают по продолжительности процесса, необходимого для контакта минеральных частиц с реагентами: t=V/Q, V-объем чана, Q- количество пульпы.

Традиционные контактные чаны (КЧ-3,15) состоят из емкости с перемешивающим механизмом, обеспечивающим интенсивное перемешивание пульпы с реагентами.

Контактный чан представляет собой металлический бак , по оси которого в аэрационной трубе установлен вертикальный вал с импеллером , приводимый во вращение электродвигателем . Аэрационная труба установлена в распорных плитах.

Для крупнозернистой фракции применяют двухвальные лопастные смесители: продолжительность кондиционирования составляет 4-9 мин.

Флотационные машины: на ПО «Беларуськалий” для мелкозернистогог сильвинита применяются два типа флотационных машин: ФМ-6,3 КСМ и ФМ-6,3 КСА, которые по конструкции и принципу действия аналогичны механическим флотомашинам с кипящим слоем ФКМ-6,3КС, но имеют небольшие конструкционные особенности в блоках импеллеров.

Продолжительность флотации определяется опытным путем, зависит от скорости флотации наиболее медленно флотирующейся фракции (для калийных руд +0,8 и -0,04 мм); составляет 5-9 мин на основной флотации, 10-12 мин на перечистных.

Флотационная машина состоит из нескольких (2-20) камер, соединенных друг с другом. В каждой камере находится вал с центробежным импеллером, вращающимся у дна. Индивидуальный привод имеет каждый импеллер и этот привод осуществлен через клиноременную передачу. Сильвинитовая пульпа подается в машину через приемный карман. Откуда через всасывающий патрубок поступает к импеллеру. Благодаря интенсивному механическому перемешиванию в трубу засасывается воздух, который в виде мелких пузырьков вместе с пульпой выбрасывается в камеру. Частицы сильвина прилипают к пузырькам воздуха и всплывают на поверхность, образуя слой минерализованной пены, которая сгребается лопастями в желоб. Оставшиеся в пульпе частицы руды последовательно проходят все камеры и в конце последней камеры через сливное отверстие передается на дальнейшую переработку.

Каждая камера машины имеет стандартные размеры: длина и ширина 2200 мм, высота 1200 мм, объем 6 м³. Производительность одной камеры по потоку пульпы: 3-7 м³/мин. Регулирование уровня пульпы в камере и высоты слоя снимаемой пены осуществляется с помощью шибера.

Число флотационных камер механических машин определяют:

n= (V*t)/1440*0,75v_k, V – суточный объем флотируемой пульпы, мин; 0,75 – используемая часть объема камеры.

Недостатки механических машин: отсутствие достаточной и регулируемой аэрации, большой расход энергии, отсутствие надежного регулирования съема пены в камерах. производительность по потоку пульпы 7-12 м³/мин.

Флотационные машины для крупнозернистых калийных руд: это флотомашины КС и машины пенной сепарации.

В машины КС сильвинит подают плотной пульпой на решетку многокамерной машины(3,4 камеры). Выбор машины проводят по удельной нагрузке, которая в настоящее время составляет 20-22 т/ч*м³ объема камеры.

Машины пенной сепарации ФПС-16 применяют в основном и контрольном процессе флотации. Суть пенной флотации: подача пульпы сверху на пенный слой; гидрофобизированные минералы удерживаются в пене, а гидрофильные – выпадают из нее под действием сил тяжести.

Отличительная особенность этих машин – аэрация пульпы перфорированными трубчатыми резиновыми аэраторами, и небольшой расход энергии. Частота перфлораций в трубках – до 60 отверстий на 1 см², давление воздуха – 1,18*10⁵Па, расход воздуха до 2 м³ в минуту.

Машина представляет собой камеру с вершиной в нижней части; пульпа поступает на пенный слой, создаваемый аэраторами, расположенными в 2 ряда на расстоянии 20 мм друг от друга. Гидрофобные частицы остаются в пенном слое, а несфлотированные частицы опускаются в низ камеры и выгружаются через шланговый затвор в виде хвостов. Прозводительность машины 100 т/ч руды при флотации частиц до 3 мм.

2 .3.

Галургия - основана на различной растворимости, КСI выщелачивают из руды горячим оборотным щелоком при 110⁰С,а невыщел. NaCI - в отвал. Полученный насыщен. щелок очищают от солевого (в Брандесах) и от глинистого шлама (в Доррах), далее - на кристаллиз. КСI, полученные кристаллы отделяют и охлаждают, сушат и выпускают в виде готового продукта, а маточный щелок подогревают до 110 ⁰С и возвращают в цикл.

NaCL

Растворение

с0-раствор-й щелок, получен. после фильтрации КСI

a0 а0-сильвинитовая руда

с1-р-р насыщен по NaCI

с2-р-р насыщ. по КСI, NaCI и р-ры этих солей

с0а0-луч растворения

Процесс идет изотермически при 110 С.С1-линия насыщения по

NaCI ,при этом растворение NaCI из руды заканчивается, при

Н2О дальнейшем добавлении руды к жидкой фазе из руды выщелачивается КСI.Характерно высаливание - добавление КСI к раствору С1 кристаллизуется NaCI(т.е. образуется солевой шлам и его количество тем больше, чем круче луч растворения с0а0)

Кристаллизация (выпарка) изотермическая – температура раствора на вх. и на вых.

NaCI аппарата одинакова, а затраты теплоты компенсир-ся за

счет внешних источников тепла

е1е6-луч испарения

е1-исходн.р-р;е2-обл. насыщ. по КСI, при дальнейш. упаривании

воды попадет в обл. кристалл. КСI; е3-лежит на границе 2-х и 3-х

фазного равновесия, т.е. при дальнейшей упарке воды вместе с

КСI появятся и NaCI.е2е3-рабочая зона.

Адиабатическая – затраты теплоты на испарение

компенсируются за счет теплосодержания р-ра, темпер. р-ра на

вых. из аппарата ниже чем на входе. Отлич. от изотермич. в том,

что концы луча кристаллиз. после испарения Н2О должны

заканиваться на разных изотермах, определ-х из теплов. Баланса

(Q=m*c*(T-T1), Q=Q1-Qпара; m=m1-mпара;)

Процесс отжима и сушки суспензию в1 разделяем на крист. КСI и маточн. р-р

m,

если в результате разделения слив содержит взвесь кристаллов,

то точка в2, если чистый щелок-m.КСI при идеал. отделении-

точка В, в реальн. случ. это В1,В2(из-за влажности,кот-я

обусловлена крупностью кристаллов способом кристаллиз-ии,

способ. разделения ,примеси и др.)

Если В1 подвергнуть сушке, то получим продукт более низкого

качества,чем если высушить В2(т.е. точка С2)

Технол. Cхема:

1-растворение,2-отделение отвала NaCI и его фильтрация,3-осветление щелока,4-ВКУ КСI,

5-сгущение пульпы и центрифугирование,6-сушка и подогрев продукта перед гранулированием

7-подогрев щелока

Шнековый растворитель: 1-корпус 2-перегородка 3-спираль шнека 4-вал 5-дюза(для ввода жидкости или газа)

Отстойник Брандес (служит для отделения от солевого шлама), отстойник Дорра(от глинистого шлама) : 1,7-патрубок для ввода р-ра 2-кольцевой желоб 3-сливной штуцер 4-штуцер для отвода шлама 5-коническое днище 6-мешалка 8-цилиндрический корпус 9-крышка

Горизонтальный вакуум-кристаллизатор: 1-штуцер для отвода пара 2-трубопровод для промывки 3-перегородки 4-мешалка лопастная 5-штуцер для выхода раствора 6-ступень корпуса 7-штуцер для спуска раствора 8- отверстия в перегородках 9- штуцер для входа раствора

3.1.

Типы, состав и свойства промышленных контактных масс. Основные требования к катализаторам при эксплуатации в промышленных реакторах.

К катализаторам, используемым в промышленных процессах, предъявляются повышенные требования: высокие активность и селективность, регулируемые текстура и фазовый состав, высокие термостабильность и механическая прочность, простата и эффективность их технологии. Кроме-того, необходимо сочетание принципов энерго- и ресурсосбережения с охраной окружающей среды на всех стадиях приготовления и применения катализаторов.

Катализаторы-материалы, присутствие которых изменяет скорость реакции.

Контактные массы-многокомпонентные системы, в которых присутствует вещество, которое катализирует процесс, а также добавки в виде промоторов, модификаторов, носителей.

Катализ-одно из наиболее мощных и разносторонних средств воздействия на химические процессы, позволяющие в широких пределах изменять их скорость и направлять реакции в сторону образования желаемых продуктов.

Сложные составы катализаторов являются следствием трех причин:

1. промотирование катализаторов

2. применение двух или нескольких активных веществ одновременно

3. применение носителей для каталитически-активных веществ с целью развития их внутренних поверхностей. ( Конверсия метана, носитель AL₂O₃).

Промотирование- это введение в состав катализатора вещества, которое само по себе является каталитически неактивным, но способствует значительному повышению эффективности процесса.

Промотирующие добавки:

-модифицирующие промоторы ,изменяя характер и скорость элементарных стадий каталитических реакций,непосредственно влияют на активность катализатора по отношению к термодинамически возможным реакциям.Это своего рода катализаторы для катализаторов.Некоторые из них могут изменять не только активность, но и избирательность контактной массы,влиять на стабильность работы, термическую устойчивость, восприимчивость к контактным ядам,т. е. модифицировать свойства катализатора в нужную сторону.

-структурообразующие добавки повышают устойчивость отдельных кристаллических фаз катализатора, препятствуют протеканию процессов спекания,стабилизируют пористую структуру катализатора.

-упрочняющие добавки.Катализатор работает под нагрузкой долго.Нагрузка обусловлена высокой скоростью газовых смесей.Все это приводит к разрушению гранул катализатора и уплотнению слоя,следовательно увеличиваются энергетические затраты.Для увеличения механической прочности вводят добавки,которые способствуют упрочнению зерна катализатора.Чем меньше размер пор катализатора, тем больше механическая прочность. CO+H₂O =^Fe,Cr CO₂+H₂.MgO и Cr₂O₃-промоторы,т.к. Fe₂O₃ быстро выходит из строя.

Смешанные контактные массы- добавки к основному компоненту вводятся в соизмеримых количествах и являются каталитически активными в отношении данной реакции.SO₃+1/2O₂=SO₃- H. СВД:CaSO₄+V₂O₅-диатомид,K₂Cr₂O₇.БАВ.

Катализаторы на носителях- Вещество распределяется на носителе.При этом создается развитая поверхность активного вещества. вВ качестве носителей применяются инертные вещества по отношению к данной реакции,а так же обладают пористой структурой и развитой поверхностью. -Al₂O₃(Al₂O₃-промотор,повышает активность). Носитель способствует снижению спекания и увеличению механической прочности. NaNO₃ на Al₂O₃,Al₂O₃-таблетки сушат и прокаливают,поэтому пористые из-за дегидратации, затем наносится активная часть (Ni)+ Al₂O₃.CH₄+H₂O=CO+H₂+ H.

Носителями являются оксиды поливалентных металлов,пемза, активный уголь, селикагель.

Осн. свойства:

1.Активность катализатора. А=f(1.условия каталитических реакций:t,C,P),2.стр-ро/абс.св-ва катализатора,3.к-ция ап-та ). Это мера ускоряющего действия, зависит от Cисх., Спродукта, Спримесей, плотности,t,линейности потока.t д.б. больше t зажигания катализатора. Спримесей влияет на адсорбционное равновесие.P влияет на концентрации исх. реагентов и продуктов.

В основном применяют пористые контактные массы. Пористость-отношение объема пор к общему объему катализатора. Чем меньше размер пор, тем больше уд. поверхность.

Конт. аппарат бывает с неподвижным, подвижным и кипящим слоем. t влияет на активность.

Избирательность.

Селективность- способность катализатора увеличивать скорость какой-то 1 реакции при одновременном протекании неск. реакций.

NH₃+O₂₌NO+H₂O

=N₂O+H₂O +Pt в виде тонких нитей

=N₂+H₂O

Термоустойчивость-сохранение Конт. массой фаз. и хим. состава в опред. интервале температур. СВД,БАВ до 600⁰С. Спекание- уменьшение размера зерен, поэтому уменьшение пористости, увеличение плотности.

Теплопроводность – важна для реакций кот. протекают с выделением большого количества тепла. Необходимо применять катализаторы с высокой теплопроводностью для устранения перегрева(трубн. аппараты с отводом(подводом) тепла от слоя катализатора).

Tзажигания катализатора- минимальная t,при кот. катализатор имеет активность, обеспечивающую скорость техн. процесса в пром. условиях. Важ. экзо, обрат. пр-в,протек. в неподвижном слое катализатора. tз.к. определяется активностью котклизатора,природн. и исх. в-в.Чем ниже tз.к., тем активнее катализатор,т.е. активность катализатора имеет более низкую t.

Промотор увеличивает активность, но уменьшает tз.к.

Износоустойчивость (механическая прочность, устойчивость на истирание).

Стойкость-свойство катализатора, связанное с устойчивостью к движению Конт. ядов.

Конт. яды- примеси, под воздействием которых катализатор во времени теряет активность.

Различают истинное отравление и блокировку пов-ти отравления.

1 вид 1. вз-ие каталит. яда с поверхностью соединения катализатора. В результате хим. вз-ия образуется новое хим. соединения, кот. уже отл-ся составом, структурой и явл-ся неактивным по отношению к кат. реакции.

2.протекание на поверхности катализатора акт. адсорбции кат. яда. В рез-те на акт. центрах образуются активир. комплексы, кот. вступают во вз-ие с реагентами.

Необратимое отравление- на пов-ти катализатарапротекает хим. вз-ие.

Обратим. отравление- если протекает активир.адс-ция кат. ядов.

Регенерация- восст-ие первонач. св-в катализатора

2 вид.Блокировка

В результате кат. р-ций кроме целевых продуктов образ-ся побочные продукты.Способность адсорбироваться целевых или побочных продуктов на поверхности катализатора приводит к ее блокировке,т.е. закрывает пов-сть катализатора.

С целью регенерации катализатора его термообрабатывают водяным паром.

Пром. катализаторы преимущественно являются пористыми.Внутр. пов-сть д. б. развитой.

Губчатые- ксерогели. Степень использования поверхности катализатора зависит от площади катализатора,размера зерна,увеличение степени использования,увеличение интенсивности процесса.

V_инт= S*n*V_S

3.2.

Особенности кинетики гетерогенно-каталитических процессов. Роль макрокинетических факторов при выборе катализаторов с оптимальной пористой структурой, размеры зерен кат-в.

Основные стадии: 1)подвод реагентов к поверхности зерна (внешняя диффузия)

2)перенос реагентов в пространстве пор (внутренняя диффузия)

3)адсорбция реагентов на поверхности кат.

4)химическая реакция на поверхности кат.

5)десорбция продуктов реакции

6)перенос продуктов внутри пор к поверхности зерна кат.(внутренняя диф.)

7)перенос продуктов через слой газообразных реагентов, окружающих зерно кат. (внешняя диф.)

8)конвективный перенос целевого продукта

Тепло и массоперенос внутри зерна и вне рассматривается в макрокинетике, а микрокинетика-совокупность адсорбционных и химических превращений, протекающих на поверхности тв. тела.

Переход из одной обл. в другую характеризуется изменением температурного коэффициента скорости реакции(3 области в координатах Аррениуса): 1)при низких темпер-х скорость реакции мала, что градиент концентрации, вызывающий возникновение диффузионного потока мал =>1обл. (кинетическая) 2)при дальнейшем увеличении температ. увелич-ся скорость=> уменьшается градиент концентр.=>уменьш-ся скорость дифф.=>2 обл.(внутридиффузионная) 3)при дальн. увеличении температуры резко увеличивается скорость,градиент уменьшается=>движущая сила процесса уменьшается=>3 обл. (диффузионная)

Адсорбция: физическая (силы Ван-дер-Вальса между адсорбентом и адсорбатом, связь не прочная, мал-лы способны перемещаться с места на место=>адсорбция нелокализованная,всегда экзотермична, полималекулярна) ; химическая(всегда мономалекулярна,тепловой эффект более чем при физической, химические или валентные силы и в завис-ти от энергии адсорбции мал-ла может претерпевать некоторые изменения или менее глубокие=>активированная адсорбция

(при ней мал-ла сохраняет свою индивидуальность, но изменяются структурные параметры мал-лы, т.к. длина химич. связи, углы и т.д.=>высокая реакционная способность мал-л))

Скорость хемосорбции сильно зависит от температуры, резко падая при ее понижении=>при низкой темпер. преобладает физическая адс.,а при высокой-химическая.

АДСОРБЕНТ (КАТАЛИЗАТОР)+АДСОРБАТ=АДСОРБЦ-Й КОМПЛЕКС

Гетор.-кат-е реакции протекают в мономалекулярном слое,ее скорость зависит от поверхностных концентраций реагентов или пропорциональных им величин_степеней заполнения поверхности(Q)

V=Kf(Q); Q=f(C)=f(P)

b=Кадс./Кдес.-адсорбционный коэффицинт (характеризует равновесие адсорбции)

Q =bP/1+bP

Изотерма Ленгмюра(Q=f(P)):1-обл. Генри - низкое заполнение bP<<1=> Q =bP

2-средних заполнений,bP=1-изотерма адс. криволинейна

3-обл. больших заполнений bP>>1, Q=1,т.е. все адсорбирующие центры заняты и заполнение достигает предельного значения

Макрокинетика изучает макро и микроперенос,кот. характ-ся внешней ивнутрен.диффузией

1)внешняя диффузия-когда скорость р-ции на пов-ти кат-ра высокая,то возникает градиент концентраций реагента в потоке и на пов-ти кат-ра,он вызывает перенос массы реагента засчет малекулярнойц диффузии,т.е. возникает диффузионный поток,т.е. скорость переноса массы в ед.времени через ед. пов-ти

1-й з-н Фика: I= -D*dC/dX D-коэф. диффузии

V=Ks*S*f(Cn) Ks-константа скорости; S-поверхность кат-ра; f(Cn)-функция концентрации реагента на поверхности кат-ра

Vдиф=β*S β-коэф. Скорости диф.

Vдиф.=Vхим.р-ии=>Vобщ=Ks*S* (β*C0/Ks+ β)

-если Ks<< β =>V=Ks*C0*S =>кинетическая обл.

-Ks>> β =>V= β*C0*S =>внешняя диффузия

-Ks= β =>Vх.р.=Vдиф.=>переходн. обл.

2)внутренняя диф. - если процесс идет на пористых тверд. кат.(оксиды,соли,смесь солей и оксидов) V=Ks*S*n n-степень использования внутренней поверхности

v/2r - определяется тип механизма переноса массы реагента в порах(r-радиус пор,v-длина свободного пробега малекулы)

(1)если v<<d поры =>малекулярная диффузия-столкновение между малекулами осуществляется чаще чем со стенками пор(более полное использование внутренней поверхности)

(2) v>>d поры-механизм Кнутсена-столкновение малекул со стенками пор чаще,т.е. продвижение внутрь поры затруднено=>степень использования поверхности кат. невысокая

Выбор оптим. пористой стр-ры

Исходя из модуля Тиле (W) можно определить максим. степень использования кат-ра

1)W<0.5, n=1-кинетическая обл.=>можно использовать кат. с тонкопористой структурой

2) W>2-внутридиффузионная и 0.5<W<2-переходная обл.=>мелкопористая структура, если перенос осуществляется за счет малекулярной диффузии

если диффузия ос-ся по мех-му Кнутсена, то выбор пористой стр-ры зависит от давления при повыш. Р - тонкопористая структура, при пониженном-крупнопористая)

во многих случаях используют бидисперсную структуру(1-ые и 2-ые поры). Макропоры-транспортные, через кот. диффундируют реагенты, достигая пов-ти част-ц, прониз-х микропорами. Чем >d зерна, тем выше степ. Использования (отнош-е пов-ти кат. доступной для реагир. газообр.в-в к общ. пов-ти кат.). Виды: соты, кольцевидной формы, в виде склеенных ”ниток”.

3.3.

Очистка отходящих газов

Для очистки применяют абс-ные, мембранные и каталитич. методы очистки. Самым эффективным являются каталит. методы.Степень превращения катализатора 98-99%.

Группы пр-сов:

1.Окисление CO, углеводородов до CO₂

При применении абс. методов очистки ПДК не соблюдаются. т.е. достичь предел невозможно,т.к. повышен. содержание CO в атмосфере.

2.Серосодержащие соединения(SO₂)

3.Очистка от N_xO_y

Для окисления CO применяют катализаторы, содержащие платину или элементы платиновой группы(Ro,Pd)

Очистка от N_xO_y: применяют катализаторы,промотированные элементами Pt –ой группы,но часто применяют оксидные катализаторы, кот.состоят из смеси V₂O₅,W₂O₅(акт.носитель),Al₂O₃,MnO(носитель). Происходит восстоновление NO до N₂, в качестве восстановителя используют NH₃.

Очистка от серосодержащих соединений.

Применяют катализаторы на носителях. Чаще им является Al₂O₃ так же применяют каолин.Дан. группа катализаторов хар-ся тем, что имеет оксидный состав, состоят из оксидов Ni, Cu, Zn, Mn, Mo.На этих катализаторах происходит очистка от серосодержащих соединений.

В качестве носителя и связующего в Конт. массе исп-т цемент. катализатор отл-ся высокой термич. уст-стью, износоуст-стью и применяют для очистки от CO и оксидов азота и серосодерж. соединений.Эти катализаторы не промотированы.

COS+H₂=CH₄+2H₂S

CS₂+H₂=CO+H₂S

RSH+H₂=RH+H₂S

ZnO+H₂S=ZnS+H₂O

ZnO-гранулы(размер таблеток 10-12 мм)

NO_x до элем.Ni t=700-800⁰С

Катализатор-Al-Po восст-т NO_x =0,002-0,005%

CH₄+0,5O₂=CO+2H₂

NO₂+H₂=NO+H₂O+Q

2NO+2H₂=N₂+2H₂O+Q

NO₂+CO=NO+CO₂

2NO+2CO=N₂+2CO₂

Восст-ие NO_x до элем. N₂ различными восстановителями на катализаторе (CH₄)

3.4.

Особенности технологии контактных масс. Примеры производства катализаторов.

По способу получения катализаторы делят на:

1) осаждённые; 2) катализаторы на носителе; 3) смешанные; 4) скилетные; 5) природные.

К 1 группе относят БАВ

Основные технологические стадии: 1) приготовление растворов исходных реагентов; 2) смешение (химическое осаждение);3) старение; 4) фильтрация; 5) отмывка осадка; 6) сушка и прокалка.

Основные параметры, определяющие состав и свойства катализаторов:

t, pH, C, соотношение между реагентами.

На этой стадии формируется начальный химический, фазовый и дисперсный состав катализаторов.

Заключиетельная стадия на которой происходит окончательное формирование свойств катализатора является термообработка. Температура и продолжительность обработки влияют на формирование структуры катализатора.

При получении катализаора методом осаждения применяют сухой и мокрый метод формовки.

Мокрый метод: осадок после фильтра смешивают с сухим осадком до определённой влажности. Затем массу направляют на формовку методом экструзии (шнеком). На формовку большое влияние такие свойства как текучесть. Затем полученные гранулы сушат и термообрабатывают.

Сухой метод: таблетирование контактной массы, т.е. после прокалки измельчают и добавляют вяжущее вещество и таблетируют на таблетмашинах.

Катализаторы на носителе

Достоинства: минимальный расход активного вещества.

Смешанные катализаторы получают путём смешения исходных реагентов с последующей обработкой смеси (СВД).

Скилетные катализаторы получают путём сплавления активного и неактивного металла с последующим выщелачиванием активного.

Природные катализаторы: К ним относят природные цеолиты, алюмосиликаты , каолин – катализатор кислотного характера, т.е. имеющие кислотные центры (широко применяются в органическом синтезе)

1. Полученние никелевых катализаторов для конверсии метана

Оксид алюминия поступает в циклон, откуда удаляется пыль, затем поступает на шаровую мельницу , где происходит измельчение оксида алюминия, затем в бункер, затем в реактор 5, куда из реактора 4 поступает 20% азотная кислота. В реакторе 5 происходит смешение и образуется пластичная масса, затем в формовочную машину, затем в тоннельную сушилку, затем в шахтную печь на прокалку, затем на сито , затем в пропиточный реактор 10, пропитка состоит из NiNO₃ и Al(NO₃)₃, затем сушка.

2. Серебрянный катализатор на пемзе.

Пемза поступает в валковую дробилку затем на вибросито, отсеянная фракция поступает в реактор, который снабжён мещалкой, куда добавляется азотная кислота. Суспензия поступает на нутч фильтр, пемза на фильтре промывается, после чего поступает в сушильную камеру, затем в реакторе 6 происходит удаление адсорбированной влаги, куда добавляют AgNO₃, там происходит пропитка пемзы AgNO_3, затем пемза выгружается в прокалочную печь 7, где прокаливается, затем - на вибросито.Товарная фракция идёт на упаковку.

3. СВД

Используется печь КС.

Поступает диатомид и технический оксид ванадия.

В качестве пластификатора используют смесь гидросульфата калия со стеариновой кислотой.

При прокалке гидросульфат калия разлагается и образуется пиросульфат, который взаимодействует с V₂O₅.

По способу получения катализаторы делят на:

1) осаждённые; 2) катализаторы на носителе; 3) смешанные; 4) скилетные; 5) природные.

К 1) группе относят БАВ

KNO₃, H₂O, K₂SiO₃ смешение, затем нагрев до 70 ⁰С, затем осаждение (AlCl₃, BaCl₂), затем фильтрация и промывка, затем сушка. БАВ приобретает активность после насыщения его сернистым ангидридом (SO₂), при насыщении происходит удаление Cl­₂, процесс идёт с большим выделением тепла. Насыщение происходит за 8-10 суток. Т_{зажиг. кат.}=430-440 ⁰С.

2)СН₄+Н₂О СО+Н₂+ на носителе

Носитель – инертные вещества, обладающие высокой температурой плавления, высокой термической и химической устойчивостью, поритсостью. Al₂O₃.

Влажные табл. сушат и прокаливают => таблетки пористые (из-за дегидротации) d=5-15мм. Затем на него наносят активную часть NiNO₃ и промотор Al₂O₃.

3) Смешан. СВД

4) Прир. – алюмосиликаты, глины, цеолиты.

Их активируют и применяют в качестве катализатора (в орган. и нефтехимическом синтезе)

5) Скелет – сплавление акт. и неакт. металлов.

Al+Ni+щёлочь=>Na₃AlO₃;

4.1.

Сырье для пр-ва H₂SO₄. Получение H₂SO₄ из H₂S.

Сырье: самородная сера; газовая сера; природные сульфиды металлов: Fe, Zn, Cu, Pb, H₂S; сульфаты Ca, Fe; отходящие газы в производстве цветных металлов; отработанные кислоты. Наиболее перспективным источником сырья является элементарная сера.

H₂S явл. отходом нефтеперерабатывающей промышленности и явл. Ценным сырьем.

Сущность метода состоит в том, что при сжигании H₂S образуется H₂O и процесс окисления SO₂ проводят в их присутствии. Т.к. образуется взрывоопасная смесь c воздухом, то печи снабжены взрывобезопасными мембранными клапанами.

Процесс горения H₂S начинается при температуре 260-280⁰С.

2H₂S+3O₂=2SO₂+2H₂O -- H.

Основные стадии:

сжигание → Окисление → конденсация → очистка отх.

NH₃ SO₂ в SO₃ H₂SO₄ газов

↑ ↓ ↓

H₂S H₂SO₄ атм.

+ низкая себестоимость;

- полученная кислота имеет низкую концентрацию 72-74%; низкое качество.

При сжигании H₂S при большом K изб. воздуха образуется NO (т. к. H₂S содержит HCN).

2HCN+7/2 O₂ = 2 NO+H₂O+2CO₂.

Процесс ведут при небольшом избытке воздуха, т.к. NO не образуется:

2HCN+5/2O₂ = N₂ +2CO₂ +H₂O.

Процесс обжига ведется при 1000⁰С. Для обжига используют печи, насадки в кот. жаропрочные, выполненные из кирпича. При отрыве пламени от форсунки не образуется локальная взрывоопасная смесь, т.к. газ поджигается от раскаленной насадки.

Для окисления газов, образующихся при сжигании H₂S, используется в основном 2 типа аппаратов:

1.охлаждение газов осуществляется за счет поддува холодного воздуха. Такие контактные аппараты применяют при переработке газов с высокой объемной долей SO_2, концентрация SO₂ в таких аппаратах =8-10%. Главный недостаток аппаратов явл. то, что после каждой полки увеличивается общий объем газа, что приводит к увеличению гидравлическому сопротивлению. Но, несмотря на это, он имеет широкое применение за счет простоты конструкции, небольшую высоту и массу.

2.Контактные аппараты с U-образными теплообменниками после полок. В качестве охлаждающегося агента в U-образные трубки подается воздух с температурой 230-250⁰C. При более низкой температуре будет происходить конденсация H₂SO₄ на поверхности теплообменника, что вызовет коррозию. Такие аппараты применяются в схемах с низкой объемной долей SO₂ от 5% об.

Технологическая схема:

1’-турбогазодувка;

1-воздушный фильтр;

2-брызгоуловитель масла;

3-вертикальная печь;

4-котел-утилизатор;

5-контактный аппарат;

6-конденсационная башня;

7-сборник кислоты;

8-холодильник;

9-электрофильтр.

Атмосферный неосушенный воздух проходит 1, где очищается от пыли. К 1^э подается через 2, где очищается от капель масла и подается в горелку печи, куда подается H₂S.

Сжигание H₂S первоначально ведут при недостатке воздуха и для более полного сгорания в печь подается вторичный воздух с небольшим избытком . Температура в печи =950-1000⁰С. Концентрация SO₂ на выходе 9-10%. После печи газовая смесь подается в 4, где охлаждается до температуры =420-440⁰С и подается на 1-ю полку КА 5. охлаждение после каждой полки осуществляется за счет поддува холодного газа. Общая степень превращения=97-98%. После КА газовая смесь подается в 6, которая орошается небольшим количеством H₂SO₄. Температура на входе H₂SO₄=50⁰C,на выходе=80-90⁰С. Газовая смесь перед 6 охлаждается за счет высокой температуры газов, поступ. на конденсацию .Часть кислоты исп-ся и затем конденс-ся верхней части ап-та за счет охл-я свеж. порциями к-ты. Конденсация происходит с образованием тумана . Его кол-во зависит от t-ры орошаемой к-ты и ее кол-ва.

2-я схема предусм. перераб. газов с низким сод-ем H₂S 7-10%. При этом в схеме исп-ся КА с охл-ем газ. смеси после каждой полки воздухом в U-образ. холод-х.

Для увелич. конц. С.К. в схемах работающих с низ. cод. H₂S исп. барбот. конденсаторы. Он футерован диабазовой плиткой и кислото-стойким кирпичом.

В 1-ой камере за счет ↑ t-ры поступ-го газа к-та нагревается и испаряется. Газовая смесь барботирует во 2-й камере, где охл-ся конд-ся H₂SO₄. Кон-ция к-ты происходит на пов-ти ж. и в объеме, что приводит к образ. тумана. Аналог-й процесс происходит и в 3-й камере. Для отвода тепла в каждую камеру подается вода. За счет исп-я воды происходит отвод тепла. Далее очистка происходит в эл. фильтре. Недост.барабана: высокое гидравл. сопротивление.

4.2.

Технология серной кислоты из колчедана. Устройство основных аппаратов.

Аппаратурное оформление процесса обжига.

1-ой фазой горения является её термическая диссоциация

2FeS₂=2FeS+S₂

При этом образуется газовая сера и пирротин FeS_1,17-S_1,08:

S+O₂=SO₂

2FeS+3,5O₂=Fe₂O₃+2SO₂