Тема 2. Виробництво кольорових металів

ТЕМА 2. ВИРОБНИЦТВО КОЛЬОРОВИХ МЕТАЛІВ

2.1. Виробництво алюмінію

Алюміній належить до найпоширеніших після кисню еле­ментів земної кори. Уперше в чистому вигляді його отримав данський учений Ганс-Крістіан Ерстед у 1825 р. Промислове виробництво алюмінію налагодили лише наприкінці XIX ст.

Сьогодні алюміній найдешевший серед кольорових металів і за обсягом виробництва посідає друге місце після заліза. У 1900 р. виробництво первинного алюмі­нію в світі становило 0,0073 млн т, а в 2000 р. — 24,40 млн т, тобто за 100 років воно збільшилось у 3300 разів. Первинний алюміній добувають із глинозему А1₂0₃ електролізом, а вторин­ний — із металобрухту. Зважаючи на високі енерговитрати ви­робництва первинного алюмінію і на великі нагромадження алю­мінієвого брухту, в останні десятиліття інтенсивно зростає ви­робництво вторинного алюмінію, частка якого в загальному об­сязі у 1970 р. становила близько 10 %, а вже в 2000 р. — 25 %. Сумарне виробництво алюмінію (первинного і вторинного) у 2000 р. було понад 32 млн т. Найбільшими виробниками пер­винного алюмінію є США, Росія, КНР, Канада, Австралія і Бразилія. Україна виробляє щорічно близько 0,12 млн т пер­винного алюмінію.

У чистому вигляді алюміній у природі не існує через свою високу хімічну активність. Сполуки алюмінію входять до скла­ду близько 250 мінералів. До найпоширеніших руд алюмінію належать боксити, нефеліни, алуніти й каоліни.

Боксити — найважливіші із руд алюмінію. За зовнішнім виглядом боксити — це глиноподібна, часто кам’яниста порода від білого до темно-червоного кольору. Свою назву боксити отри­мали від французького міста Бо, де є їх великі поклади. У бокси­тах алюміній перебуває у вигляді глинозему А1₂0₃, гідроксидів А1(ОН)₃ і Аl(ОН) та каолініту А1₂0₃·2SiO₂·2Н₂0. До складу бо­кситів входить ЗО... 70 % глинозему (в перерахунку з гідрок­сидів). Якість бокситів прямо пропорційно залежить від вмісту кремнезему.

Виробництво алюмінію має три основні стадії: отримання глинозему з руди, електроліз глинозему та рафінування алю­мінію.

2.1.1. Виробництво глинозему

Найпоширеніший лужний спосіб виробництва глинозему, який складається з таких операцій:

1. Подрібнення руди (переважно бокситу) на дробарках з подальшим мокрим меленням у кульових млинах.

2. Вилуговування бокситу у водяному розчині лугу NаОН в автоклавах при температурі 230...250 °С, під тиском 2,5... 5,0 МПа з метою отримання алюмінату натрію. Для нагріван­ня використовують водяну пару. В автоклаві відбуваються такі реакції:

2А1(ОН)₃ + 2NаОН = С₂0 А1₂0₃ + 4Н₂0,

2А10(0Н) + 2NаОН = Nа₂0 -А1₂0₃ + 2Н₂0

Утворений під час реакцій алюмінат натрію Nа20 -А1₂0₃ доб­ре розчиняється у воді й переходить у розчин, а нерозчинні в лузі оксиди заліза й титану випадають в осад. Кремнезем SiO₂, що входить до складу бокситу, також розчиняється лугом з утво­ренням силікату натрію Nа₂SiO₃, який реагує з алюмінатом на­трію й водою, утворюючи Nа₂0 -А1₂0₃-2Sі0₂- Н₂0, що теж випа­дає в осад. Тому зі збільшенням Sі0₂ в бокситі зменшується частка глинозему, що потрапляє в розчин.

3. Відокремлення від осаду водяного розчину алюмінату на­трію шляхом відстоювання й подальшого фільтрування.

4. Розкладання (викручування) пересиченого водяного роз­чину алюмінату натрію в спеціальних апаратах, в яких під час повільного перемішування виділяється кристалічний А1(ОН)₃:

Nа₂0 -А1₂0₃ + 4Н₂0 = 2NaОН + 2А1(ОН)₃

Під час розкладання, яке триває 75...90 год, в осад випадає гідроксид алюмінію А1(ОН)₃.

5. Вилучення з розчину кристалів А1(ОН)₃ в гідроциклонах і вакуумфільтрах.

6. Зневоднювання гідроксиду алюмінію в обертальних пе­чах і поступове його нагрівання до температури 1200 °С, щоб отримати А1₂0₃:

2А1(ОН)з = А1₂0₃ + ЗН₂0.

2.1.1. Електроліз глинозему

Для виробництва алюмінію використовують глинозем, кріо­літ і вугільні аноди. Ванна для електролізу глинозему склада­ється зі сталевого кожуха 2 (рис. 2.1), викладеного футерівкою 11 із шамотної цегли, вугільних стін 3, вугільного поду 1, до якого підведені катодні шини 12. Бічні вугільні стіни разом з подом утворюють ванну глибиною 400...600 мм. У ванні пере­бувають глинозем, кріоліт і рідкий алюміній. Розташований уго­рі анод 6 являє собою напіврідку масу 7 в алюмінієвому кожусі 10, яка складається з меленого коксу або вугілля та кам’янову­гільної смоли. Ця маса, починаючи знизу, поступово спікаєть­ся та коксується. До штирів 9 анода підведені шини 8.

Рис. 2.1. Будова ванни для електролізу глинозему:

1 — під; 2 — кожух; 3 — стіна; 4 — оболонка; 5 — глинозем; 6 — анод; 7 — анодна маса; 8, 12 — шина; 9 — штир; 10 — кожух анодної маси; 11 — футерівка

Ванну завантажують глиноземом А1203 у кількості 8...10 % і кріолітом. Робоча напруга на затискачах ванни 4,0.4,5 В. Електричний струм нагріває електроліт до 950...970 °С, розплавляє його та підтримує електроліз. На боках ванни та верх­ній її частині утворюється тверда оболонка 4 з електроліту, яка зменшує тепловіддачу та його випаровування. Виділений алюмі­ній внаслідок більшої густини порівняно з електролітом збира­ється на дні ванни. Коли кількість глинозему зменшується до 1,2 %, напруга підвищується від 5 до ЗО В (анодний ефект). За­вантаження нової порції глинозему 5 призупиняє це явище.

Під час електролізу глинозем дисоціює за такою спрощеною схемою:

А1₂0₃ — 2А1⁺⁺⁺ + ЗО-.

Катіон Алюмінію А1⁺⁺⁺ розряджається на катоді, а аніон Оксиґену О“ — на аноді. Оксиґен оксидує Карбон анода до СО і С0₂. Під час оксидації анод поступово опускається у ванну.

Для виробництва 1 т алюмінію витрачається близько 18 МВт-год електроенергії й до 0,7 т анодної маси. Рідкий алюмі­ній кожних 3...4 доби вибирають сифоном. Він містить доміш­ки металів (Ее, ві, і ін.), гази (0₂, Н₂, СО і С0₂) та неметалеві вкраплення (А1₂0₃, С), через що такий алюміній рафінують.

Розрізняють два види рафінування алюмінію: продування рідкого металу хлором і електролітичне рафінування.

Рафінування хлором очищує алюміній від неметалевих і газоподібних вкраплень. Воно полягає у продуванні алюмінію хлором при температурі 700... 750 °С в закритому ковші протягом

10... 15 хв. Під час цього утворюється газ А1С1₃, який, адсорбую­чись на неметалевих частинках, виштовхує їх на поверхню ме­талу. Хлор захоплює також розчинені в металі гази. Витрата хлору становить 0,1% маси металу, а втрата алюмінію — бли­зько 1%. Після рафінування чистота первинного алюмінію ста­новить 99,85%. Металеві домішки можна вилучити з алюмінію тільки електролітичним рафінуванням.

Електролітичним рафінуванням отримують алюміній ви­сокої чистоти (99,99 %). Алюміній рафінують у електролізній ванні, вугільний під якої є анодом. У верхній частині ванни розташований вугільний катод. Ванна наповнена розплавом, в якому розрізняють три шари:

нижній анодний густиною до 3500 кг/м³; середній (електроліт) густиною близько 2500 кг/м³; верхній катодний (рафінований алюміній) густиною 2400 кг/м³. Температура розплаву підтримується в межах 750...800 °С. В анодному шарі крім алюмінію, що підлягає рафінуванню, є близько 25 % міді, яку додають для збільшення густини. Електроліт складається з хлориду барію ВаС1₂ та інших солей. В електричному полі Алюміній нижнього шару витрачає елек­трони й утворює катіони А1⁺⁺⁺, що рухаються у напрямку верх­нього катодного шару, де вони розряджаються. Внаслідок цьо­го над електролітом нагромаджується рафінований алюміній, який періодично вибирають. Домішки інших металів осідають на дно анодного шару, звідки їх також вибирають. З рафінова­ного алюмінію отримують зливки.

2.2. Виробництво міді

Серед кольорових металів мідь посідає друге місце після алюмінію за обсягом виробництва. Світове виробництво міді в 1900 р. становило близько 0,52 млн т, а в 1995 р. воно виросло до 11,83 млн т, тобто збільшилось май­же у 23 рази. Найбільшими виробниками міді є США, Чилі, Японія, КНР, Німеччина, Канада й Росія.

Мідь характеризується високою електро- та теплопровідніс­тю, підвищеними пластичністю й корозійною тривкістю. У чис­тому вигляді мідь широко використовують в електротехніці (до 50 %), а у вигляді сплавів — бронз і латуней — у машинобуду­ванні. Як легувальний елемент мідь входить до складу багатьох сплавів алюмінію.

У рудах мідь перебуває переважно у вигляді хімічних спо­лук: сульфідів, оксидів і карбонатів. Самородна мідь трапля­ється у природі дуже рідко. Вміст міді в рудах коливається від 0,5 до 5 %, решта — пісковики, глина та ін.

До найпоширеніших мідних руд належать: мідний колчедан СuS-FеS, халькозин (мідний блиск) Сu₂S, куприт Сu₂0.

Мідні руди здебільш поліметалеві. У їх складі, крім міді, маємо також нікель, цинк, свинець, золото, срібло. Найбільші поклади мідних руд знаходяться на Південному Уралі, в Закав­каззі, Казахстані, Узбекистані, Таймирі, а також в СІЛА, Чилі, Конго та багатьох інших країнах.

Мідні руди збагачують головним чином методом флота­ції.

Попередньо руду подрібнюють і розмелюють на частинки завбільшки 0,05...0,5 мм. їх перемішують з водою та невели­кою кількістю спеціальних реагентів, що утворюють на по­верхні рудної речовини плівку, погано змочувану водою. Таку водяну суспензію — пульпу — наливають у ванну флотацій­ної машини і продувають стисненим повітрям. Дрібні бульбаш­ки повітря прилипають до плівки, яка є на частинках рудної речовини, й виносять їх у вигляді піни на поверхню ванни. Піну згрібають і після фільтрації й подальшого сушіння з неї отримують мідний концентрат, що містить 10...35 % міді. Пуста порода, змочена водою, осідає на дно мащини, звідки її періодично вибирають.

Випалюванням частково вилучають із руди сірку, перетво­рюючи її під дією кисню в сірчистий ангідрид 80₂. За рахунок цієї реакції піч нагрівається до температури 600... 700 °С.

Піч для випалювання дрібного мідного концентрату склада­ється зі сталевого циліндричного корпуса, викладеного всередині футерівкою 8 (рис. 1.5.2) із шамотної цегли. Концентрат 4 заван­тажують у піч через вікно 5. У дні 1 печі є отвори, крізь які вдувають повітря, що надходить від труби 3 через коробку 2. Швидкість повітря добирають так, щоб частинки концентрату зависали в його потоці. Через це внизу печі утворюється шар, що нагадує в’язку киплячу рідину. Частинки руди в ньому кон­тактують з повітрям всією поверхнею, внаслідок чого їхня окси­дація відбувається дуже інтенсивно. Випалений концентрат — огарок — пересипається через поріг 10 у вивідну трубу 11.

Рис. 2.2.. Піч для випалювання мідної руди в киплячому шарі:

І — дно; 2 — коробка; 3 — труба;

4 — мідний концентрат; 5 — вікно;

6 — дрібні частинки концентрату;

7 — циклон-апарат; 8 — футерівка;

9 — труба циклон-апарата;

10 — поріг; 11 — вивідна труба

Найдрібніші частинки концентрату 6 виносять гази в циклон- апарат 7, де вони осідають і зсипаються також у вивідну трубу. Ангідрид Б0₂ використовують для отримання сірчаної кислоти. Випалювання у киплячому шарі є прогресивним технологіч­ним процесом порівняно з випалюванням у вертикальних багато- подових циліндричних печах.

Мідний штейн отримують із випаленого мідного концент­рату у полуменевих печах місткістю 100 т і більше. Піч нагрі­вають мазутом, вугільним порошком або природним газом до температури 1600 °С. Шихту — мідний концентрат і флюс (8Ю₂) — завантажують крізь отвори у склепінні печі. Під час виплавлення деяка частина сульфіду заліза Рев переходить в оксид заліза за реакцією:

Сu₂0 + FеS = Сu₂S + FеО.

Оксид заліза FеО вступає у взаємодію з флюсом Sі0₂:

2FеО + SiO₂ = (FеО)₂·SiO₂.

Утворена сполука (FеО)₂-SiO₂ переходить у шлак. У шлак переходять також інші оксиди пустої породи. Штейн і шлак періодично випускають.

До складу мідного штейну входять переважно сульфід міді Си₂S, сульфід заліза FеS і невелика кількість інших домішок. Штейн містить 20...60 % міді й має температуру плавлення 950...1050 °С.

Чорнову мідь отримують із рідкого штейну в циліндрично­му конвертері горизонтального типу з бічним повітряним дут­тям. Він складається зі сталевого кожуха З (рис. 2.3), футерованого магнезитною цеглою 4. Крізь горловину 5 наливають штейн і насипають флюс у вигляді 8і0₂. Конвертер опирається бандажами 2 на тяглові ролики 1, які повертають його горлови­ною вниз для виливання шлаку 6 і чорнової міді 7. Повітря під деяким тиском вдувають у фурми 8 кількістю 40...50 штук.

Рис. 2.3. Схема конвертера для отримання чорнової міді:

І — тяговий ролик; 2 — бандаж; З — кожух; 4—футерівка;

5— горловина; 6 — шлак; 7 — штейн (або чорнова мідь); 8 — фурма

Процес отримання чорнової міді складається із двох стадій.

У першій стадії, що триває 6...25 год, киснем повітря окси­дують сульфід заліза FеS:

2FеS + 30₂ = 2FеО + 2S0₂

Кремнезем Sі0₂ ошлаковує FеО за реакцією Напри­кінці першої стадії шлак виливають у ківш.

У другій стадії протягом 2...З год сульфід міді оксидується вдуванням у розплав повітря, утворюючи чорнову мідь за реак­ціями:

2Сu₂S + 30₂ = 2Сu₂0 + 2S0₂,

2Сu₂0 + Сu₂S = 6Сu + S0₂.

Теплота оксидації підвищує температуру розплаву до 1200…1300 °С. Отримана чорнова мідь містить до 2 % домішок (нікель, олово, свинець, срібло, золото). ї розливають у зливки або плити, які використовують згодом для рафінування.

Під час вогняного рафінування чорнової міді домішки окси­дують і оксиди вилучають із металу. Процес відбувається у полуменевій печі місткістю до 400 т. Піч вогняного рафінування подібна до печі для отримання штейну. На під печі завантажу­ють зливки міді або заливають розплавлену мідь, у яку по труб­ках вдувають повітря, що оксидує її до Си₂0:

4Сu + 0₂ = 2Сu₂0.

Оксид Си₂0 добре розчиняється в міді й вступає у реакцію з домішками металів (Ме):

Ме + Сu₂0 = МеО + 2Сu.

Утворені оксиди МеО переходять у шлак.

Так вилучають основну частину розчинених у міді алюмі­нію, цинку, заліза, нікелю, свинцю. Оксиди цинку та свинцю сублі­муються і разом з сірчистим ангідридом потрапляють у димові гази, а оксиди алюмінію й заліза переходять у шлак. Золото й срібло залишаються розчиненими в міді. Шлак згортають в міру його нагромадження. Після зливання шлаку мідь відновлюють метаном:

4Си₂0 + СН₄ = 8Си + 2Н₂0 + С0₂.

Рафінування міді у зливках триває близько 20 год, а рід­кої міді — 12...14 год. Наприкінці процесу в міді залишаєть­ся 0,5...1 % домішок. З цієї міді отримують зливки для виробництва сплавів або анодні плити, які йдуть на електро­літичне рафінування. В них може бути близько 0,1 % золота й срібла.

Електролітичне рафінування використовують для отри­мання високоякісної міді, на яку переробляють до 95 % чорно­вої міді. Електролізна ванна (видовжений резервуар прямокут­ного перерізу), наповнений електролітом, що складається із 10...16 % водяного розчину сірчаної кислоти та мідного купоросу. Його виготовляють з дерева або бетону й вистеляють пластмасою. До мідної штанги підвішують пластини чорнової міді завтовшки 40...50 мм — аноди, до іншої штанги підвішують листи електро­літичної міді завтовшки 0,5...0,7 мм — катоди. До штанг ванни підводять постійний струм напругою 0,3...0,35 В. Під час про­ходження струму мідний купорос у розчині дисоціює:

Розчинення анода триває 25...30 днів. Витрата електроенер­гії на 1 т катодної міді становить 250...350 кВт тод. Чистота електролітичної міді доходить до 99,98 %.

Частина металів (цинк, нікель, залізо) розчиняється в елек­троліті й поступово забруднює його. Золото, срібло, селен і те­лур в електроліті не розчиняються й збираються на дні ванни як шлам, який періодично вибирають, вилучаючи з нього кори­сні елементи.

Дата добавления: 2015-09-29