Технологічні процеси виробництва кольорових металів

Вивчення цього питання необхідно розпочати з ознайомлення з електрохімічним методом відновлення металів. Після цього слід зупинитися на розгляді технологій електрохімічного добування алюмінію із алюмінієвих руд, міді з сульфідних руд, магнію з карналіту.

Розглядаючи виробництво алюмінію, необхідно звернути увагу на те, що до алюмінієвих руд належать боксити, нефеліни, апатити, алуніти, а алюміній знаходиться в них у вигляді глинозему АІ₂О₃ або гідроксидів Аl(ОН)з та АlО(ОН). Далі слід зупинитися на розгляді технологічного процесу виробництва алюмінію, який складається з трьох етапів:

- одержання глинозему з алюмінієвих руд;

- електроліз розплавленого глинозему;

- одержання первинного алюмінію та його рафінування.

На першому етапі для з одержання глинозему застосовують технологію вилуговування. Для цього подрібнений боксит піддають дії концентрованим розчином лугу NaOН:

АlО(ОН) + NaОН = NaАІО₂ + Н₂О;

АІО(ОН)з + NaОН = NaАІО₂ + 2Н₂О.

При цьому добре розчинний алюмінат натрію NaАlO₂ переходить у розчин, а домішки (оксиди заліза, титану тощо) випадають у осад. Потім алюмінат натрію NaАlO₂ розкладають і одержують гідроксид алюмінію АІ(ОН)з, при прожарюванні якого утворюється глинозем:

2АІ(ОН)з = АІ₂О₃ + ЗН₂О,

На другому етапі утворений глинозем розчиняють у кріоліті - флориді алюмінію і натрію Na₃АlF₆, і піддають електролізу в електролізерах (рис. 4.8), де при проходженні струму (4,0-4,5 В, 75-150 кА) електроліт нагрівається до температури 950°С і частково у вигляді кірки відкла­дається на стінках електролізера та навкруги анодів. На неї періодично насипають чергову порцію глинозему. При цьому катіон Аl³⁺ розряджається на катоді - дні ванни - і утворює рідкий алюміній, а аніон О^2- - на аноді.

Дисоціація кріоліту і глинозему проходить за такими реакціями:

NaAlF₆ = 3Na⁺ + АlF₆ ^-;

2Аl₂О₃ = ЗАl³⁺ + ЗАlO₂^-;

АlO₂^- = Аl³⁺+2О²-.

При цьому вуглець аноду окислюється до СО і СО₂. Рідкий алюміній раз в 1-2 доби зливають за допомогою сифона або вакуум-ковша. Продуктивність електролізера - близько 350 кг алюмінію на добу. Щоб добути 1т алюмінію, треба витрати 15-17 тис. кВт/год електроенергії.

Далі слід розглянути схему електролізера для виробництва алюмінію зображену на рис. 6.5.

На третьому етапі відбувається процес одержання первинного алюмінію та його рафінування. Рафінування алюмінію полягає в продуванні рідкого металу хлором протягом 10-15 хв. Утворюваний при цьому пароподібний хло­ристий алюміній АlСl₃ адсорбується на поверхні неметалевих домішок і вони спливають у вигляді шлаку. Хлор також сприяє видаленню розчи­нених газів (О₂, СО₂).

Схема електролізера для виробництва алюмінію:

1 –аноди, 2 – шини, 3 – електроліт, 4 - сталевий кожух, 5 - катодна шина

Після рафінування та відстоювання протягом 30-45 хв алюміній досягає чистоти 99,5-99,85%. При більш високих вимогах до алюмінію з чистоти, його піддають ще й електролітичному рафінуванню. Такий алюмі­ній має чистоту до 99,99%.

Продовжуючи розгляд технологій виробництва кольорових металів, слід розглянути технологію виробництва міді. Сировиною для виплавки міді є мідні руди. Мідь в них знаходиться у вигляді сірчистих сполук СuS, Сu₂S або СuFеS₂, оксидів СuО і Сu₂О, карбонатів. Поряд з міддю ці руди часто містять нікель, цинк, свинець, золото, срібло та інші метали.

Добувають мідь з сульфідних руд пірометалургійним способом. Технологічний процес виплавляння міді складається з чотирьох етапів: збагачення, випалу руди, виплавка напівпродукту - штейну, одержання чорнової міді. Для очистки від домішок чорнову мідь рафінують.

1. Збагачують мідні руди методом флотації, основаним на різному змочуванні водою сполук міді та пустої породи. У флотаційній машині подрібнена руда, вода та флотаційні реагенти (наприклад, смерекове масло) утворюють пульпу. Флотаційні реагенти адсорбуються на частинках руди у вигляді погано змочуваної водою плівки. При продуванні пульпи бульбашки повітря концентруються на поверхні цих частинок і піднімають їх наверх, утворюючи шар піни, а змочувана водою пуста юрода осідає на дно ванни. Після фільтрації та сушіння зібраної піни, утворюється концентрат із вмістом 15-35% міді.

2. Випалюють концентрат при 750-850°С в повітряній атмосфері з метою окислення сульфідів і зменшення вмісту сірки. Прогресивним є випал у "киплячому" шарі. Подрібнений концентрат завантажують у піч крізь вікно 3 (рис. 4.6). Знизу в піч каналом 2 через отвори в піддоні 1 поступає повітря. Тиск повітря встановлюється таким, щоб частинки концентрату знаходились в завислому ("киплячому") стані. Випалений концентрат "переливається" через поріг печі 5 у вигляді недогарка. Сірчисті гази, що відходять, очищають в циклонах 4 і направляють у сірчанокислотне виробництво.

3. Штейн виплавляють із концентрату в полум’яних відбивних
печах. Такі печі будують завдовжки 40 м і місткістю до 100 т шихти. Опалюють піч мазутом, пилом вугілля або газом. Максимальна температура в головній частині печі 1550°С поступово зменшується до хвостової частини до 1250 - 1300°С. Шихту завантажують вагонеткою крізь отвір в склепінні печі.

У процесі плавки відбуваються такі реакції:

2Сu₂S + 2СuS = 6Сu + 5О₂;

2Сu + FеS = Сu_2S + Fе;

СuО₂ + FеS = Сu_2S + FеО.

У результаті цих реакцій на піддоні печі скупчується розплавлений мідний штейн - сплав сульфідів Сu₂S і FеS, який містить 20-60% Сu, 10-60% Fе і до 25% S. Силікати заліза, що утворюються при плавці, розчиняють інші оксиди та спливають у вигляді шлаку.

4. Чорнова мідь утворюється при продуванні розплавленого штейну
повітрям у конвертері (рис. 6.6) - горизонтально розташованій посудині з
листової сталі завдовжки 5 - 10 м і діаметром 3 - 4 м, футерованій
магнезитовою цеглою. Повітряне дуття підводиться трубами 3 і подається
всередину конвертера 2 крізь 40 - 50 фурм 4, розміщених по його твірній.

Випалювання рудного концентрату

Для заливання штейну в горловину 1 і виливання продуктів плавлення
конвертер повертають на роликах 5. Конвертування проходить за два періоди. У першому періоді (5 - 25 год) окислюються сульфіди заліза і міді:

2FеS + ЗО₂=2SО₂;

2Сu_2S + ЗО₂ = 2Сu₂О + 2SО₂.

Оксид заліза FеО зв’язується флюсом - кремнеземом SіО₂ і виділяється в шлак 2FеО₂ SіО₂.

У другому періоді (2-3 год) окислюються сульфіди міді та віднов­люється мідь:

2Сu_2S + ЗО₂ = 2Сu₂О + 2SО₂.

Сu_2S + 2Сu₂О = 6Сu + SО₂.

Конвертер для одержання чорнової міді.

У другому періоді (2-3 год) окислюються сульфіди міді та віднов­люється мідь:

2Сu_2S + ЗО₂ = 2Сu₂О + 2SО₂.

Сu_2S + 2Сu₂О = 6Сu + SО₂.

Виплавлену мідь називають чорновою тому, що вона містить до 1,5% домішок. Для очистки від домішок чорнову мідь піддають вогневому й електролітичному рафінуванню. При цьому слід звернути увагу на те, що рафінування міді здійснюється двома методами: вогневе та електролітичне рафінування.

Вогневе рафінування полягає в окисленні домішок у відбивних
печах при продуванні чорнової міді повітрям. При цьому кисень повітря
сполучається з міддю й утворює оксид Сu₂О, який потім реагує з
домішками металів (Ме) за реакцією

Сu₂О + Ме = 2Сu + МеО.

Одночасно окислюється і сірка:

Сu₂S + 2Сu₂О = 6Сu + SО₂.

Після цього мідь розкислюють - відновлюють Сu₂О, перемішуючи дерев’яними жердинами. Бурхливе виділення парів води та вуглеводів сприяє видаленню газів і відновленню міді:

4Сu₂О + СН₄ = 8Сu + 2Н₂О + СО₂.

Після вогневого рафінування чистота міді досягає 99-99,5%.

Дата добавления: 2014-01-11