Казармщиков И.Т. - Производство металлических конструкционных материалов (1092920), страница 21
Текст из файла (страница 21)
Наиболее массовыми металлами являются медь,цинк, свинец, олово, алюминий, никель, магний, титан.Методы производства цветных металлов очень разнообразны. Многиеметаллыполучаютпирометаллургическимспособомспроведениемизбирательной восстановительной или окислительной плавки. Ряд металловполучают гидрометаллургическим способом с переводом их в растворимыесоединения и последующим выщелачиванием. Для получения некоторыхметаллов применяют металлотермические процессы, используя в качествевосстановителей производимых металлов другие металлы с большим сродством ккислороду. В настоящей главе рассмотрены методы получения некоторыхцветных металлов.8.1 Производство медиДля получения меди применяют медные руды, а также отходы меди и еёсплавы. В рудах содержится 1 – 6% меди.
Руду, содержащую меньше 0,5% меди,не перерабатывают, так как при современном уровне техники извлечение из неёмеди нерентабельно.В рудах медь находится в виде сернистых соединений (CuFeS2 – халькопирит, Cu2S – халькозин, CuS – ковелин), оксидов (Cu2O, CuO) и гидрокарбонатов[CuCO 3 ⋅ Cu (OH) 2 , 2CuCO 3 ⋅ Cu (OH) 2 ] .Пустая порода руд состоит из пирита (FeS2), кварца (SiO2), различныхсоединений содержащих Al2O3, MgO, CaO, и оксидов железа.В рудах иногда содержится значительные количества других металлов(цинк, золото, серебро и другие).Известны два способа получения меди из руд:- гидрометаллургический;- пирометаллургический.Гидрометаллургический не нашел своего широкого применения из-заневозможности извлекать попутно с медью драгоценные металлы.Пирометаллургический способ пригоден для переработки всех руд ивключает следующие операции (рисунок 43):- подготовка руд к плавке;- плавка на штейн;- конвертирование штейна;- рафинирование меди.Подготовка руд к плавке.
Подготовка руд заключается в проведенииобогащения и обжига. Обогащение медных руд проводят методом флотации. Врезультате получают медный концентрат, содержащий до 35% меди и до 50%серы. Концентраты обжигают обычно в печах кипящего слоя с целью снижениясодержания серы до оптимальных значений. При обжиге происходит окислениесеры при температуре 750 – 800 °С, часть серы удаляется с газами. В результатеполучают продукт, называемый огарком.Плавку на штейн ведут в отражательных или электрических печах притемпературе 1250 – 1300 °С. В плавку поступают обожженные концентратымедных руд, в ходе нагревания которых протекают реакции восстановленияоксида меди и высших оксидов железа6CuO + FeS = 3Cu 2 O + FeO + SO 2FeS + 3Fe 3 O 4 + 5SiO 2 = 5( 2FeO ⋅ SiO 2 ) + SO 2В результате взаимодействия Cu2O с FeS образуется Cu2S по реакции:Cu 2 O + FeS = Cu 2 S + FeOСульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют штейн, арасплавленные силикаты железа, растворяя другие оксиды, образуют шлак.Штейн содержит 15 – 55% Cu; 15 – 50% Fe; 20 – 30% S.
Шлак состоит в основномиз SiO2, FeO, CaO, Al2O3.Штейн и шлак выпускают по мере их накопления через специальныеотверстия.Конвертирование штейна осуществляется в медеплавильных конвертерах(рисунок 44) путем продувки его воздухом для окисления сернистого железа,перевода железа в шлак и выделения черновой меди.Конвертеры имеют длину 6 – 10 м и наружный диаметр 3 – 4 м.
Заливкурасплавленного штейна, слив продуктов плавки и удаление газов осуществляютчерез горловину, расположенную в средней части корпуса конвертера. Дляпродувки штейна подается сжатый воздух через фурмы, расположенные пообразующей конвертера. В одной из торцевых стенок конвертера расположеноотверстие, через которое проводится пневматическая загрузка кварцевого флюса,необходимого для удаления железа в шлак.Процесс продувки ведут в два периода.
В первый период в конвертерзаливают штейн и подают кварцевый флюс. В этом периоде протекают реакцииокисления сульфидов2FeS + 3O 2 = 2FeO + 2SO 2 ,2Cu 2 S + 3O 2 = 2Cu 2 O + 2SO 2Образующаяся закись железа взаимодействует с кварцевым флюсом иудаляется в шлак2FeO + SiO 2 = (FeO) 2 ⋅ SiO 2По мере накопления шлака его частично сливают и заливают в конвертерновую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна вконвертере.Во втором периоде закись меди взаимодействует с сульфидом меди, образуяметаллическую медь2Cu 2 O + Cu 2 S = 6Cu + SO 2Таким образом, в результате продувки получают черновую медь,содержащую 98,4 – 99,4% Cu. Полученную черновую медь разливают в плоскиеизложницы на ленточной разливочной машине.Рафинирование меди. Для получения меди необходимой чистоты черновуюмедь подвергают огневому и электролитическому рафинированию.
При этом,помимо удаления примесей можно извлекать также благородные металлы.При огневом рафинировании черновую медь загружают в пламенную печь ирасплавляют в окислительной атмосфере. В этих условиях из меди удаляются вшлак те примеси, которые обладают большим сродством к кислороду, чем медь.Для ускорения процесса рафинирования в ванну с расплавленной медьюподают сжатый воздух. Большинство примесей в виде оксидов переходят в шлак(Fe2O3, Al2O3, SiO2), а некоторые примеси при рафинировании удаляются сгазами.
Благородные металлы при огневом рафинировании полностью остаются вмеди. Кроме благородных металлов в меди в небольших количествахприсутствуют примеси сурьмы, селена, теллура, мышьяка. После огневогорафинирования получают медь чистотой 99 – 99,5%.Для удаления этих примесей, а также для извлечения золота и серебра медьподвергают электролитическому рафинированию.Электролиз ведут в специальных ваннах, футерованных внутри свинцом илидругим защитным материалом.
Аноды изготовляют из меди огневогорафинирования, а катоды – из тонких листов чистой меди. Электролитом служитраствор сернокислой меди. При пропускании постоянного тока анод растворяетсяи медь переходит в раствор. На катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь наних прочным слоем чистой меди.Находящиеся в меди примеси благородных металлов выпадают на дно ванныв виде остатка (шлама).После электролитического рафинирования получают медь чистотой 99,95 –99,99%.8.2 Производство алюминияАлюминий получают электролизом глинозема (Al2O3) в расплавленномкриолите (Na3AlF6) с добавлением фтористых алюминия (AlF3) и натрия (NaF).Алюминиевыми рудами при производстве алюминия являются бокситы,нефелины, алуниты, каолины.
Наибольшее значение имеют бокситы. Алюминий вних содержится в виде корунда (Al2O3), гидроокисей (Al(OH)3, AlOOH),каолинита (Al 2 O 3 ⋅ 2SiO 2 ⋅ 2H 2 O) .Производство алюминия включает:- получение безводного, свободного от примесей оксида алюминия(глинозема);- получение криолита из плавикового шпата;- электролиз глинозема в расплавленном криолите;- рафинирование алюминия.Получение глинозема. Глинозем получают из бокситов путем их обработки щелочьюAl 2 O 3 ⋅ nH 2 O + 2 NaOH = 2 NaAlO 2 + nH 2 OПолученный алюминат натрия NaAlO2 подвергают гидролизуNaAlO 2 + 2H 2 O = NaOH + Al(OH ) 3В результате в осадок выпадают кристаллы гидрооксида алюминия Al(OH)3,который отфильтровывают, промывают и прокаливают до получения чистогоглинозема (Al2O3).Получение криолита.
Для получения криолита сначала из плавиковогошпата получают фтористый водород, а затем плавиковую кислоту. В растворплавиковой кислоты вводят Al(OH)3, в результате чего образуетсяфторалюминиевая кислота, которую нейтрализуют содой и получают криолит,выпадающий в осадок по реакции2H 3 AlF6 + 3NaCO 3 = 2 Na 3 AlF6 + 3CO 2 + 3H 2 OОсадок отфильтровывают и просушивают в сушильных барабанах.Электролиз глинозема. Электролиз проводят в электролизере, имеющимванну из углеродистого материала (рисунок 45). Кожух ванны изготавливают излистового железа. Подину и стены ванны выкладывают из углеродистых блоков.В подину вмонтированы медные шины, соединенные с отрицательным полюсомисточника тока. В ванне находится расплавленный алюминий, служащийкатодом, и жидкий криолит.Анодное устройство состоит из угольного анода, погруженного в электролит, состоящего из криолита, глинозема, фтористых алюминия и натрия,добавляемых для понижения температуры плавления электролита.Перед началом электролиза на подину ванны насыпают тонкий слоймолотого кокса.
Затем к нему подводят угольные электроды и пропускают ток.Когда угольная футеровка ванны нагреется до определенной температуры, в неёзагружают криолит и расплавляют его. После получения в ванне достаточногослоя расплавленного криолита в неё загружают глинозем.Под действием постоянного тока в расплавленном криолите происходитдиссоциация криолита и глиноземаNa 3 AlF6 = 3 Na + + AlF63−Al 2 O 3 = Al 3+ + AlO 33−Образующиеся положительно заряженные ионы алюминия разряжаются накатоде в первую очередь, как имеющие более высокий потенциал выделения посравнению с другими положительно заряженными ионами, и образуетсяалюминийAl 3+ + 3e = AlИз отрицательно заряженных ионов на аноде разряжаются в первую очередьионы AlO 33− , как более отрицательные ионы2AlO 33− − 6e → Al 2 O 3 + 1,5O 2Выделяющийся кислород взаимодействует с углеродом анода собразованием смеси газов CO и CO2, удаляющейся из ванны черезвентиляционную систему.Алюминий собирается на дне ванны под слоем электролита.
Его периодически извлекают, используя специальное устройство. Для нормальной работыванны на её дне оставляют немного алюминия.Рафинирование алюминия. Алюминий, полученный электролизом,называют алюминием-сырцом. В нем содержится металлические и неметаллические примеси, газы. Примеси удаляют рафинированием путем продувкирасплава алюминия хлором. Образующийся парообразный хлористый алюминий,проходя через расплавленный металл, обволакивает частички примесей, которыевсплывают на поверхность металла и их удаляют. Хлори-рование алюминияспособствует удалению газов, растворённых в алюминии.Затем жидкий алюминий выдерживают в ковше при температуре 700 – 730°С для всплывания неметаллических включений и выделения газов из металла.После рафинирования чистота алюминия составляет 99,5 – 99,8%.