Раздел №4

ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОГО ИЗУЧЕНИЯ

по дисциплине

ТЕХНОЛОГИЯ КОНСТРУКЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ

Раздел №4

«Производство цветных металлов»

Направление подготовки:

Специальность:

Формы обучения очная

Тула 2011 г.

РАЗДЕЛ № 4. ПРОИЗВОДСТВО ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ

План:

4.1. Производство меди

4.2. Производство алюминия

4.3. Производство магния

4.4. Производство титана

4.1. Производство меди

Медные руды и их подготовка к плавке. Медь добывается преимущественно из медных руд, являющихся полиметаллическими, содержащими, кроме меди, Zn, Sn, Fe, Ag, Au и др. В состав пустой породы медных руд входят пирит (FeS₂), кварц, карбонаты Mg и Са, различные силикаты, содержащие окислы А1, Са, Mg и Fe. По химическому составу пустой породы медные руды разделяются на основные, кислые и смешанные. Разнообразный состав пустой породы и множество химических соединений, которые может образовывать Сu, обусловили наличие в природе очень большого числа рудных минералов (свыше 230). Только очень небольшое количество меди встречается в самородном виде

Различают две группы медных руд: сульфидные руды, содержащие медь в виде сернистых соединений,—CuFeS₂ (медный колчедан), Сu₃FeS₃ (борнит), Cu₂S (халькозин), CuS (ковеллин), и окисленные руды, содержащие Сu в виде окисных соединений,— Cu₂О (куприт), СuО (тенорит), СuСО₃ • Сu(ОН)₂ (малахит) и др. В нашей стране около 80% всей добываемой меди выплавляют из сульфидных руд, около 15% —из окисленных и только 5% — из самородной меди.

Подготовка руд к плавке. Медные руды подвергаются флотационному обогащению (рис. 4.1). Руда в порошкообразном состоянии поступает через бункер 1 в бассейн с проточной водой. Через отверстия 5 в днище и сквозь холст 6 продувается воздух. Благодаря несмачиваемости руды водой (в смеси со специальными реагентами) частички рудного концентрата всплывают вверх и через спуск 2 сливаются в виде пены 3. Оседающие на холст смоченные водой частички пустой породы периодически удаляются через отверстие 4.

Полученный после флотации концентрат, содержащий до 50% влаги, перед последующим обжигом обезвоживается в специальных вакуум-фильтрах. В подготовленном таким образом концентрате содержится 15—30% меди.

Рис. 4.1. Флотационная машина Рис. 4.2. Обжиг в кипящем слое.

Подготовительные операции завершаются обжигом медного концентрата для частичного удаления серы. После обжига в руде должно оставаться некоторое количество серы, определяемое исходным составом медной руды и достаточное для того, чтобы связать всю медь, содержащуюся в руде, в Cu₂S (полусернистая медь) и все железо — в FeS. Сульфиды Cu₂S и FeS при последующем расплавлении образуют штейн. Для обжига не требуется расхода топлива, так как в медном концентрате содержится до 40—50% пирита (FeS₂), при сгорании которого выделяется тепло.

Современным способом обжига медного концентрата (как и других руд цветных металлов) является обжиг «в кипящем слое» (рис. 4.2). На поду 8 печи имеются отверстия, через которые из воздухораспределительной коробки 7 подается воздух. Давление воздуха регулируется так, что частички руды 5 непрерывно совершают движение вверх (под действием дутья) и вниз (под действием силы тяжести). При этом каждая частичка омывается со всех сторон струёй воздуха, что значительно улучшает условия окисления и ускоряет процесс.

Загружаемый шнековым питателем 1 концентрат проходит зону обжига, находясь во взвешенном состоянии, и покидает печь через выпускное, отверстие 6. Сернистый ангидрид SO₂, выделяющийся в камере 2, удаляется через патрубок 3 и используется для получения серной кислоты. Вместе с газами через газопровод 3 может уноситься до 15% концентрата в виде пыли. Для улавливания пыли применяются циклоны 4 или электрофильтры, что снижает безвозвратные потери до 0,5% и менее.

Температура в обжиговых печах зависит от состава концентрата и регулируется количеством поступающего воздуха так, чтобы не было спекания частиц (около 850°С). Процесс обжига в печах такого типа является непрерывным, полностью механизированным и автоматизированным.

Пирометрический способ производства меди. Суть пирометаллургического способа состоит в расплавлении рудного концентрата и отделении части расплава, в которой удерживается выделяемый металл. Так, при пирометаллургическом способе получения меди расплавленный медный концентрат образует два слоя: нижний (штейн) состоит из соединений меди, а верхний (шлак) — из сплавов различных окислов, входящих в пустую породу. Шлак располагается над штейном вследствие разности удельных весов (уд. вес шлака около 3, уд. вес штейна около 5). Дальнейшее получение Сu сводится к переработке полученного штейна.

Плавка штейна в пламенных и шахтных печах. Процесс переработки медной руды состоит в последовательном увеличении содержания меди в исходной шихте. Расплавление обожженного концентрата приводит к образованию штейна — сплава сульфидов меди и железа. При расплавлении медного концентрата пустая порода (SiО₂, CaO, Al₂O₃ и т. д.) переходит в шлак, располагающийся из-за меньшего удельного веса над штейном. Поэтому отделение штейна от шлака никакой сложности не представляет. В пламенной печи для выплавки штейна из медного концентрата (рис. 4.3) расплавление шихты происходит за счет тепла, выделяемого при сжигании в топочном устройстве 1 нефти, газа или угольной пыли. Факел пламени, проносясь над ванной', расплавляет концентрат и затем уходит через дымоход 4 в дымовую трубу. Через отверстия 2 в своде загружается концентрат. Продукты плавки — шлак и штейн — по мере их накопления выпускают через шлаковое окно 3 и лётку для штейна 5. Печной под 6 набивается огнеупорной глиной и затем наваривается слоем чистого кварцевого песка. При плавке в пламенной печи наряду с образованием штейна (Cu₂S+FeS) возможно восстановление меди по реакции:

2Cu₂О+Cu₂S=6Cu+SO₂.

Но металлическая медь тут же переходит в сульфид:

2Cu+FeS=Cu₂S+Fe.

Окислению меди до Сu₂0 препятствует также сернистое железо:

Cu₂0+FeS=Cu₂S+FeO.

Однако если в расплаве окажется недостаток FeS, то Cu₂O будет уходить в шлак, а это означает потерю меди. Вот почему в обожженном концентрате нужно оставить столько серы, сколько необходимо для связывания всей меди и железа в Cu₂S и FeS.

Получаемый штейн состоит на 80—90% по весу из сульфидов Сu и Fe. Медь, содержащаяся в рудном концентрате, почти полностью переходит в штейн (до 96—99%). Потеря меди происходит за счет уноса пыли рудного концентрата и за счет перехода в шлак.

Для плавки медной руды, содержащей значительное количество пирита FeS₂, может применяться плавка в шахтных печах.

Шахтные печи имеют вертикально расположенное рабочее пространство, образованное кессонами — металлическими плитами, в полостях которых непрерывно циркулирует вода, охлаждающая стенки. Это приводит к тому, что расплавленная шихта образует на стенках затвердевшую корку, служащую футеровкой. Такое оригинальное решение здесь применено потому, что обычная футеровка из огнеупоров очень быстро разъедалась бы расплавленными шлаками.

Процесс плавления в шахтной печи идет преимущественно за счет сгорания FeS₂. Для устойчивости процесса в шихту добавляется кокс (3—4% от веса руды).

По сравнению с плавкой штейна в пламенной печи плавка в шахтной печи отличается меньшим содержанием меди в штейне (75—85%). Это объясняется тем, что медная руда не проходит предварительного обогащения, поэтому выход шлака на единицу веса штейна значительно выше.

Рис. 4.3. Печь для плавки штейна Рис. 4.4. Медеплавильный конвертор

Переработка штейна в конверторе. Полученный в различных плавильных устройствах штейн сливается в медеплавильный конвертор (рис. 4.4) для получения черновой меди. Конвертор представляет собой стальной кожух 1, имеющий магнезитовую футеровку 5. Через фурмы 8, расположенные по образующей конвертора, вдувается воздух, поступающий из воздухопровода 11. Воздух (в отличие от сталеплавильных конверторов) подводится через боковые фурмы в связи с высокой теплопроводностью меди, что при подаче воздуха снизу вызвало бы быстрое охлаждение и затвердевание расплава. Корпус конвертора охватывается двумя ободами 2, опирающимися на две пары роликов 5, вращающихся в опорах 10. От мотора 7 через редуктор приводится во вращение зубчатая передача 6, обеспечивающая поворот конвертора на 180° от среднего положения. Заливка штейна и выпуск получаемой меди производятся через горловину 3. Подача флюса (кремнезема) во время плавки производится через отверстие 4 в одной из торцевых стенок. Емкость такого конвертора 15—100 т.

В конверторе окисляется большое количество S и Fe, содержащихся в штейне (до 80% по весу), поэтому длительность процесса доходит до 10—12 ч и более. Окисление S и Fe сопровождается выделением тепла, поддерживающего в конверторе температуру во время продувки в пределах 1100—1200°С.

Процессы, происходящие в медеплавильном конверторе, можно разделить на два периода.

1. Окисление FeS и ошлакование окислов железа флюсами:

2FeS+3O₂=2FeO+2SO₂;

FeO+SiO₂=FeO•SiO₂.

Исходя из состава штейна можно предположить, что одновременно с началом продувки начнет окисляться и полусернистая медь по реакции:

2Cu₂S + 3O₂ = 2Сu₂О +2SO₂.

Но практически в первый период эта составляющая штейна не окисляется, так как избыток сернистого железа приводит к реакции:

Cu₂O+FeS=Cu₂S+FeO.

Эту реакцию можно назвать основной для пирометаллургии меди, так как она раскрывает существо процесса: концентрация меди в штейне в виде сульфида Cu₂S непрерывно возрастает, а окислы железа непрерывно обогащают шлак.

2. Окисление Cu₂S и получение черновой меди. После окисления всего сернистого железа начинает выгорать сера, входящая в Cu₂S, и образовываться закись меди:

2Cu₂S + 3O₂ = 2Cu₂O + 2SO₂.

Закись меди взаимодействует с оставшейся полусернистой медью, что приводит к получению черновой меди:

2Cu₂O + Cu₂S =6Cu+ SO₂.

Черновая медь содержит до 2% примесей, что требует последующего рафинирования.

Рафинирование меди. Существует два способа рафинирования черновой меди — огневой и электролитический.

При огневом способе в расплавленную черновую медь по трубкам вдувают воздух.

В зависимости от степени сродства с кислородом примеси, входящие в медь, окисляются в такой последовательности: Al, Si, Mn, Zn, Sn, Fe, Ni, As, Sb, Pb, Bi, Си. При этом часть примесей в виде окислов уходит в шлак (Fе₂0₃, Al₂O₃, SiO₂), а часть удаляется с газами (PbO, ZnO и др.). Чтобы не окислялась медь:

4Cu+O₂ 2Cu₂O,

на ванну металла насыпают слой древесного угля и начинают восстановление меди, находящихся в расплаве. Для этого опускают сырые сосновые или березовые бревна, при перемешивании которыми в ванне происходят реакции:

Cu₂O + С 2Cu + СО;

Cu₂O + СО 2Cu + СО₂.

Эта операция из-за выделения пузырьков газа вслед за перемещением бревен получила название «дразнение».

Огневое рафинирование обеспечивает получение слитков меди со степенью чистоты 99,5—99,7%.

Черновую медь, предназначенную для электролитического рафинирования, после выпуска из конвертора отвозят в ковше на ленточную разливочную машину. В изложницах, закрепленных на конвейере этой машины, медь затвердевает в виде Т-образных слитков — «анодов» — весом 200—350 кг. Эти аноды после остывания опускают в ванны, выложенные внутри листовым свинцом (свинец часто заменяют пластмассами, например хлорвинилом). Между анодами подвешивают тонкие листы электролитически чистой меди (катоды). Ванна заполняется электролитом, состоящим из 10—16%-ного водного раствора CuSO₄ с добавкой 10—16% H₂SO₄. При пропускании тока происходит растворение анода и осаждение меди на катоде. Постоянный ток, применяемый для электролиза, имеет плотность 150—200 а на 1 м² катодной поверхности. Длительность электролиза около 20 дней. В нерастворимый осадок (шлам) переходят примеси, содержащиеся в черновой меди. Рафинированная этим способом медь содержит до 99,98% Сu. Обычно электролитическому способу предшествует огневое рафинирование, что уменьшает затраты на переработку и повышает качество меди.

Дата добавления: 2015-07-16