Производство цветных металлов

Производство цветных металлов

Цветные металлы - медь, алюминий, титан, магний, свинец, цинк, олово и др. обладают ценными свойствами и поэтому широко применяются в промышленности, несмотря на относительно высо­кую стоимость.

В табл. 3 приведены некоторые свойства металлов.

Таблица 3 - Свойства металлов

Медь по применению в промышленности занимает одно из первых мест среди цветных металлов. Она обладает высокими пластичностью, электропроводностью, теплопроводностью и повышенной коррозион­ной стойкостью. Медь - лучший металл для электромашиностроения, изготовления кабелей и проводов для передачи электроэнергии. Медь служит основой в сплавах, широко применяемых в машиностроении.

Алюминий − легкий металл, обладает высокой пластичностью, хорошей электропроводностью и на воздухе устойчив против коррозии. Его применяют для изготовлении электропроводов, посуды, для предохранения других металлов и сплавов от окисления, путём плакирования. В машиностроении чистый алюминий используют мало, так как он не прочен. Он является основой для получения многих сплавов, широко применяемых в самолетостроении, авто- и вагоностроении, приборостроении и т. п.

Магний − очень легкий металл. Основным недостатком магния является его малая химическая стойкость. Чистый магнии не нашел распространения в технике, но применяется в качестве основы в весьма легких сплавах.

Титан и его сплавы обладают высокими механическими и антикоррозионными свойствами при небольшой плотности. Широко применяются в самолето- и ракетостроении, судостроении, химической промышленности, атомной промышленности, машиностроении. Промышленное производство титана началось в 1916 году и быстро растет.

Рекомендуемые материалы

1 Выплавка меди

Медные руды. Медные руды делятся на две основные группы: сульфидные (около 80 % всех мировых запасов меди), в которых медь связана с серой в составе сульфидных минералов, и окисленные (около 15 % всех ее мировых запасов), где медь входит в виде окислов. Встречается самородная медь (99,9 % Сu, лишь около 5 % всех мировых месторождений меди). Наиболее распространен в сульфидных рудах халькопирит (медный колчедан) CuFeS₂, халькозин (медный блеск) Cu₂S, борнит Cu₃FeS₃ и реже ковеллин CuS.

В окисленных рудах обычным минералом является малахит СuСО₃·Сu(ОH)₂, иногда куприт Cu₂O, тенорит (мелаконит) СuО, азурит 2CuCО₃·Cu(OH)₂.

Среднее содержание меди в промышленных рудах 1−2 %, минимальное 0,5 %; руды, содержащие 3 % меди и больше, считаются богатыми. В состав пустой породы входят кварц, барит, кальцит и различные алюмосиликаты.

Основные месторождения руд у нас и в ближнем зарубежье находятся на Южном Урале, в Казахстане, Закавказье и Узбекистане.

Получение меди. В настоящее время до 80 % всей меди получают пирометаллургическим способом, т. е. выплавляют из сульфидного медного концентрата, продукта обогащения руды флотацией. Около 20 % меди получают из руд гидрометаллургическим способом, при котором руда обрабатывается растворителем, переводящим медь в раствор. Из раствора медь осаждают электролизом или химическим способом.

В основе пирометаллургического способа лежит разделение жидких фаз. Медные концентраты подвергают окислительному обжигу и затем проплавляют в пламенных отражательных или электрических печах. Иногда концентраты окусковывают, т. е. брикетируют, спекают, затем плавят в шахтных печах. В результате плавки получают два несмешивающиеся расплава: на поду печи − штейн, поверх его − шлак, в который переходит вся пустая порода и большая часть железа в окисленном состоянии.

Штейн - сложный сульфидный расплав, содержащий 10−60 % Сu, 15−50 % Fe и около 25 % S (CuS+FeS составляет в штейне 80−90 %), а также примеси сульфидов других металлов (никеля, свинца, цинка), благородных металлов и шлака (4−5 %).

Переработка штейнов осуществляется в конвертерах, где через жидкий штейн продувают воздух, в результате чего сера выгорает, а железо шлакуется. Продуктами этой переработки являются черновая медь и конвертерный шлак. Этот процесс называют бессемерованием штейнов. Черновая медь содержит 98,5−99,5 % меди и до 1,5 % различных примесей, главным образом железа, серы и кислорода, а также никеля, кобальта и многих других металлов, в том числе серебра и золота. Она подвергается огневому и электролитическому рафинированию.

Этапы технологии выплавки меди.

Флотация - удаления большей части пустой породы и получения медного концентрата. Для флотации руду дробят и измельчают на шаровых мельницах. К измельченной (до зерен размером 0,05−0,5 мм) руде добавляют маслянистые синтетические вещества, минеральные и растительные масла, при этом крупинки сернистой меди покрываются масляной пленкой, что способствует последующему отделению их от пустой породы.

На рис. 23 приведена схема семиподовон обжиговой печи (верхний под предназначен для просушки концентрата). По оси печи проходит вращающийся полый стальной вал 1, к которому на уровнях каждого отделения прикреплены перегребатели 3 с гребками. Воздух для обжига поступает в печь через вал и перегребатели. Разогрев печи производят с помощью газовых или нефтяных форсунок 2. Перегребатели постепенно перемещают концентрат к пересыпным отверстиям, расположенным около вала, через которые он ссыпается на первый под, а там от середины перегребается к краю и через отверстия попадает на второй под и т. д.

Наибольшая температура в печи (650−800 °С) поддерживается на предпоследнем поду вследствие горения сульфидов без расхода нефти или другого обычного топлива; на нижнем поду огарок (обожженный концентрат) охлаждается до 600 °С.

Газы, проходя с пода на под через пересыпные отверстии навстречу ссыпающемуся концентрату, обедняются кислородом и обогащаются сернистым газом. С верхнего пода они отходят в газопровод при температуре 320−400 °С, направляются в пылеуловители, а затем на производство серной кислоты. Основные реакции при обжиге:

2FeS + 3½О₂ ® Fe₂О₃ + 2S0₂ + ΔН;

CuS + 1½O₂  ® Gu₂O + SO₂ + ΔН.

При обжиге медных концентратов удаляется от 30 до 75 % серы в зависимости от состава концентрата, его измельченности и других причин.

выхревым слоем и т. п. Такое «кипение» многократно ускоряет окисление по сравнению обжигом в обычных печах, где зерна концентрата лишь перегребаются время от времени. Огарок самотеком пересыпается через порог 3 и выдаётся из печи на плавку. Обожженные мелкие зерна и пыль уносятся с газами в циклоны 1 и оттуда по трубам 2 ссыпаются вниз.

Плавка в отражательных печах. Схема печи для плавки приведена на рисунке 25. Шихта загружается через отверстия 1 в своде, расположенные над обеими боковыми стенами печи, и ссыпается откосами у стен. На откосах преимущественно и плавится шихта и стекает в ванну по поду печи. В отличие от мартеновской и рафинировочных печей для меди, которые опоражниваются после каждой плавки, в отражательных печах шихту плавят непрерывно до износа свода. Стенки у них защищаются откосами из шихты, а под постоянно сохраняющимся на нем более или менее толстым слоем штейна. Штейн время от времени выпускают в ковш, пробивая шпуры (легки) 3, 4, которые затем затыкают глиной. Шлак непрерывно сходит через порог в окне 2.

Современная отражательная печь имеет длину рабочего пространства 32−36 м и ширину 7−8 м. В последнее время нижнюю часть стен печи и свод выкладывают из более стойких хромомагнезитовых и магнезитовых кирпичей, причем свод делают подвесным.

Отражательные печи нагревают мазутом, угольной пылью или природным газом. Отходящие газы очищают от пыли, которая потом поступает в оборот (т. е. вновь в печь), а газы используют для обогрева паровых котлов, находящихся возможно ближе к печи.

Главные реакции при плавке происходят между сульфидами Cu₂S, FeS и окислами Fe₂O₃ и SiO₂, составляющими основную массу огарка и флюса. Для образования шлака нужна температура около 1100 °С, а для образования штейна – 800–900 °С, поэтому тепловой режим печи определяется в первую очередь условиями шлакообра­зования. Приведем основные реакции плавки:

Cu₂S + 6Fe₂О₃ ® 2Cu + 4Fe₃O₄ + SO₂;

2Cu + FeS ↔ Cu₂S + Fe;

Fe + Fe₃O₄ ® 4FeO;

2FeO + SiO₂ ® Fe₂SiO₄.

Полусернистая медь Cu₂S и сернистое железо FeS составляют основную массу штейна, а силикат железа – шлака. Флюсом слу­жит обычно кремнистая золотосодержащая руда, причем золото почти нацело извлекается в штейн.

При этом происходит окисление сульфидов меди:

Cu₂S + 1½О₂ ® Cu₂O + SO₂.

Закись меди реагирует с полусернистой медью, в ре­зультате чего получается медь:

2Cu₂O + Cu₂S ® 6Cu + SO₂.

Длительность бессемерования медных штейнов составляет в среднем 10–12 часов, но может доходить и до двух суток при штейнах, бедных медью. Окисление серы и железа обеспечивает поддержание в конвер­тере температуры в пределах 1250–1350 °С.

Огневое рафинирование черновой меди произво­дят для удаления железа, серы и других примесей, ухудшающих свойства меди. Операция огневого рафинирования производится в отражательной печи и слагается из расплавления черновой меди, окисления примесей, удаления рас­творенных газов и раскисления меди.

В отражательной печи расплавленная на поду черновая медь окисляется воздухом, который вдувают в неё через железные трубы. Образующаяся закись меди распространяется по всему объему ванны и способствует окислению примесей. Окислы примесей всплы­вают в шлак, который по накоплении скачивают. Для удаления растворенных газов и восстановления закиси меди после скачива­ния шлаков в ванну погружают сырые деревянные жерди и засы­пают слой мелкого древесного угля. Погружение сырого дерева вызывает бурную реакцию образования паров воды, что способ­ствует перемешиванию меди и удалению SО₂ и других газов (это называют драэнением меди). Древесным углем обеспечивается вос­становление меди из закиси (раскисление).

Если конвертерный рафинировочный цех находится на одном заводе, то в печь загружают жидкую конвертерную медь. Емкость современных рафинировочных печей достигает 250–400 т меди. Для использования тепла отходящих газов у рафинировочных печей также ставят паровые котлы. Продолжительность рафинирования при загрузке в печь чушковой меди составляет 16–26 ч, а при за­ливке меди – 10–14 ч.

Богатый медью рафинировочный шлак заливают вместе со штей­ном в конвертеры, если они расположены рядом с печью.

Электролитическое рафинирование меди производят с целью получения наиболее чистой меди (99,99 % Сu и выше) и попутного извлечения золота и серебра, селена, теллура и др., которые почти всегда содержатся в конвертерной меди и при огневом рафинировании полностью остаются в ней. В настоящее время электролизом рафинируют около 95 % всей выплавляемой в нашей стране меди.

При электролитическом рафинировании используют медь в виде плит-анодов, отлитых после огневого рафинирования. Их загру­жают в электролитические ванны, заполненные водным раствором медного купороса с серной кислотой (около 200 г/л), и подключают к положительному полюсу источника. Между анодами в ванне на медных ломиках висят тонкие (0,6–0,7 мм) листы из чистой меди, называемые катодами, так как они подключены к отрицательному полюсу.

При включении тока медь с анодов растворяется и осаждается катодах. Для хоро­шего перемешивания и постоянства температуры с одного конца в ванну непрерывно притекает электролит, подогретый до 50–55 °С, а с другого – стекает через желоб в бак.

Примеси цинк, никель, железо и др. растворяются с анода, загрязняя электролит. Другие нерастворимые примеси, в их числе серебро, золото, селен, теллур в виде твердых частиц собираются на дне ванны, образуя шлам, который периодически выпускают, фильтруют и отправляют на передел для извлечения всех ценных составных частей.

Плотность тока при рафинировании 100-200 а/м² като­дов, напряжение - 0,30-0,35 в; средний выход шлама 0,2-0,5 % от веса анодов. Продолжительность растворения анодов до смены их в сред­нем 20-30 суток; катоды выгружают через 7-15 суток. Расход электроэнергии на тонну катодной меди 200-300 квт-ч.

2 Металлургия алюминия

По распространенности в природе алюминий занимает первое место среди металлов; его содержание в земной коре составляет 7,45 %. В чистом виде алюминий не встречается вследствие своей высокой химической активности. Он находится в составе, главным образом, алюмосиликатных горных пород.

Рудами алюминия могут служить лишь породы, богатые гли­ноземом (А1₂О₃) и залегающие крупными массами на поверхности земли. Это бокситы, нефелины, алуниты и каолины (глины). Важнейшая алюминиевая руда - бокситы состоит из гидратов окислов алюминия и железа, кремнезема, соединений кальция, магния и др. В последнее время в качестве руды стали применять нефелины и алуниты.

Крупные месторождения бокситов находятся па Урале, в Тих­винском районе Ленинградской области, в Алтайском и Краснояр­ском краях и в других местах СССР.

Нефелин - К·Na₂О·Al₂О₃·2SiО₂ входит в состав анатнтонефелнновых пород (на Кольском полуострове).

Производство алюминия слагается из двух основных процес­сов: получения глинозема из руды и электролиза глинозема.

Производство глинозёма. Глинозём получают тре­мя способами: щелочным, кислотным и электротермическим.

Наибольшее распространение имеет щелочной способ К. И. Бан­ера, разработанный в России и применяемый для переработки вы­сокосортных бокситов с небольшим количеством (до 5-6%) кремне­зема. По этому способу боксит после дробления и разлома выще­лачивают раствором едкого натра в автоклавах (стальных герме­тических сосудах) при температуре 250 °С и давлении 25-30 am. В результате чего образуется кристаллическая гидроокись.

Автоклавы обогревают перегретым паром.

Гидроокись алюминия из бокситов при таких условиях быстро и достаточно полно растворяется с образованием алюмината натрия

Al(ОН)₃ + NaOH ® NaAlO₂ + 2Н₂О.

Кремнезем, содержащийся в боксите, также растворяется едким натром с образованием силиката натрия Na₂SiO₃, который реаги­рует с алюминатом натрия и водой, в результате чего получается натриевый алюмосиликат Na₂О·Al₂O₃·2SiO₂nH₂O, выпадающий в осадок. Поэтому чем больше кремнезема в боксите, тем меньше извлечение глинозема в раствор.

Разложение алюминатного раствора для получения кристалли­ческой гидроокиси алюминия называют выкручиванием. Выкручи­вание производится в баках, куда для ускорения процесса вводят небольшое количество гидроокиси, играющей роль затравки (цент­ров кристаллизации). Реакция гидролиза идет в разбавленных во­дой растворах при медленном перемешивании пульпы

NaAlO₂ + 2Н₂0 ® Аl(ОН)₃ + NaOH.

Однако длительность выкручивания все же 75-90 ч.

Кристаллическая гидроокись после промывки фильтруется и для полного обезвоживания обжигается (кальцинируется) в труб­чатых вращающихся печах длиною до 70 м при постепенном нагре­вании до 1200 °С. Полученный глинозем Al₂O₃, охлаждают и направ­ляют на склад или непосредственно в электролизный цех. На одну тоyну глинозема расходуется около 2,5 т боксита, до 200 кг едкого натра и до 120 кг извести, применяемой при регенерации едкого натра.

По щелочному способу, разработанному под руководст­вом проф. А. А. Яковкина для бокситов с повышенным содержа­нием кремнезема (например, тихвинских), руду и известняк после дробления смешивают с содой Na₂CО₃ и спекают при температуре 1200-1300 °С в барабанных вращающихся печах. В результате получаются окатыши спека, содержащие метаалюминат натрия Na₂О·Al₂O₃, а также не растворимые в воде двухкальциевый сили­кат [(СаO)₂·SiO₂], метаферрит натрия Na₂O·Fe₂O₃ и другие соеди­нения (выпадающие при выщелачивании в шлам).

Далее алюминат натрия выщелачивают водой. Полученный алюминатный раствор отфильтровывают, затем подогревают до 80 °C и в баках с мешалками продувают печными газами. При этом дву­окись углерода из газов реагирует с едким натром с образованием раствора соды

2NaOH + СO₂ ® Na₂CO₃ + Н₂O,

что способствует реакции гидролиза алюмината натрия и получе­нию гидроокиси алюминия по реакции. Этот процесс называют карбонацией.

Электролиз глинозема. Получение алюминия осу­ществляется при электролизе глинозема, растворенного в криолите (Na₃AlF₆). Способы восстановления из окислов, применяемые при получении других металлов, неприемлемы для получения алюми­ния, так как он с углеродом образует карбид А1₄С₃.

является то, что они по мере сгора­ния наращиваются сверху за счет жидкой анодной массы, которую подают в алюминиевые кожухи. По мере опускания анодная масса нагревается, происходит удаление летучих и коксование (обжиг) анодов.

В расплаве криолита и глинозема 7 количество последнего под­держивается 8-10 %; убыль гли­нозема от электролиза периодически пополняется загрузкой новых его порций. В ходе процесса температура расплава поддерживается в пределах 930-950 °С. Поддерживается за счёт тепла, выделяющегося при про­хождении тока через электролит.

Напряжение тока в ванне обычно 4,0-4,3 в, сила тока до 140000 а. Для получения 1 кг алюминия расходуется 17-19 квт-ч электро­энергии и около 2 кг глинозема.

Электролитический алюминий подвергают последующему рафи­нированию путем дополнительного электролитического процесса. При электролитическом рафинировании можно довести чистоту алюминия до 99,999 %.