Производство цинка и его сплавов. Способы обработки металлов давлением

 

При выщелачивании боксита одновременно с А12О3 в раствор может переходить некоторое количество SiО2: SiO2 +2NaOH = Na2SiО3(р-p) + H2О. При взаимодействии силиката натрия Na2SiO3 с алюминатом натрия NaAlO2 образуется нерастворимая соль, выпадающая в осадок. Этот побочный процесс уменьшает извлечение из боксита алюминия, увеличивает потери щелочи, ухудшает обезвоживание пульпы. Измельчение боксита совместно с опре-деленным количеством СаО значительно снижает этот отрицательный эффект благодаря образованию нерастворимого силиката кальция.

Растворимость глинозема значительно повышается с ростом концентрации NaOH и температуры (до 200-300°С). Как известно, проведение процессов с участием водных растворов при температурах выше 100°С возможно только при повышенных давлениях. В данном случае выщелачивание бокситов ведут при температурах 250°С и давлении до 3 МПа в особых герметических стальных сосудах - автоклавах емкостью 24-30 м3.

Автоклав работает в непрерывном режиме. Подводимый снизу пар подогревает пульпу и перемешивает ее.

Для обеспечения необходимого времени выщелачивания (2,0-2,5 ч) и соответственно полноты выщелачивания процесс ведут в нескольких последовательно расположенных автоклавах (рис.5.27).

 

 

Рис.5.27. Схема установки для непрерывного

выщелачивания бокситов:

1 - трубчатые  подогреватели: 2 - автоклавы;

3 - сепараторы

 

После выщелачивания пульпа из автоклавов подается в сепараторы, где в результате снижения давления газа происходит интенсивное парообразование и охлаждение пульпы: в первом сепараторе - до 180, во втором (при атмосферном давлении) - до 105°С. Из второго сепаратора пульпу подают на участок разделения пульпы и раствора в сгустители или гидроциклоны. Окончательное разделение раствора и шлама происходит в вакуум-фильтрах. После промывки шлам направляют в хвостохранилища. Красный шлам, содержащий 12-15% А12О3, 5-11% SiО2 и около 50% Fe2О3, может служить сырьем для извлечения железа и алюминия, редких элементов.

Отделенный от шлама раствор подают на декомпозицию - процесс, в ходе которого происходит выделение кристаллического А1(ОН)3 - рис. 5.28. Для этого раствор разбавляют водой (с целью снижения концентрации NaOH ) и охлаждают до 50-55°С. В этих условиях раствор становится пересыщенным, и большая часть А1(ОН)3 выпадает в осадок.

Процесс кристаллизации ускоряется в результате введения в раствор затравки - мелких кристаллов А1(ОН)3. Осаждение из раствора гидроксида алюминия проводят в декомпозерах - цилиндрических резервуарах с коническим днищем высотой 22 и диаметром 7,5 м (вместимостью 1000 м3). Продолжительность процесса кристаллизации - декомпозиции 55- 60 ч.

Обезвоживание гидроксида алюминия - так называемую кальцинацию осуществляют при температуре 1200°С (как правило, в трубчатых вращающихся печах).

 

 

Показатели процесса Байера:

- степень извлечения глинозема - 85-88%;

- удельный расход на 1 т глинозема: боксита - 2,0-2,5 т; NaOH - 70-90 кг; СаО - 120 кг; пара - 7-9 т; электроэнергии -280 кВт ч.

 

6.2.3     III стадия - получение металлического алюминия

 

Алюминий отличается высоким сродством к кислороду. СО и Н2 не в состоянии восстановить А1 из А12O3. Восстановление же углеродом может идти только при температурах выше 2000°С. Наиболее эффективным способом массового получения металлического алюминия является электролиз.

Однако из водных растворов восстановить алюминий электролизом невозможно. так как при том напряжении, которое требуется для разряда А13+, первым на катоде будет выделяться Н+, имеющий значительно меньший электрохимический потенциал. Это препятствие устраняется, если электролиз вести из расплавленных солей, имеющих ионное строение. Основой такого расплава является криолит*  - 3NaF•AIF3.

Температура его плавления 1008°С. Эвтектическая температура системы криолит-глинозем 937°С. Обычно присутствующие в электролите СaF2 и MgF2 еще больше снижают температуру плавления.  Предельная растворимость А12O3 в криолите при 1050°С - 16%.  На   

практике электролиз ведут при содержании глинозема в расплаве 4-8%. 

 

Для обеспечения достаточной электропроводности и жидкоподвижности электролита температуру его поддерживают в пределах 930-970°С. Получающийся в результате электролиза жидкий алюминий (tпл = 660°С) скапливается на углеродистой подине, выполняющей роль катода. Над ним располагается слой расплавленного электролита (с плотностью примерно 2,1 г/см3; плотность алюминия 2.3 г/см3).

По ходу электролиза концентрация глинозема в электролите снижается. Для её восстановления периодически разбивают корочку застывшего электролита на поверхности ванны и в образовавшееся отверстие загружают порцию А12О3. Раз в сутки накопившийся в ванне алюминий отсасывают с помощью вакуумного насоса.

По мере расходования анода его опускают, поддерживая постоянным межполюсное расстояние 4-5 см. При этом верхнюю часть анода наращивают, используя самообжигающуюся углеродистую массу. Один из типоразмеров электролизных ванн имеет внутренние размеры: ширина 3,8, длина 10,0 м; размеры анода в горизонтальном сечении 2,8 х 9,0 м. Электролизеры обычно объединяют в серии по 100-150 штук.

Показатели процесса электролиза: удельный расход на 1 т алюминия - глинозема 1,92-1,93 т; анодной массы 550 кг; криолита и других добавок 50 кг. Рабочее напряжение на электродах промышленных ванн составляет 4,0-4,5В. Удельный расход электроэнергии при этом получается равным

WФ = = 13,9

103 кВт • ч/т Аl

(0,90 выход по току). Стоимость  электроэнергии составляет примерно 30% себестоимости алюминия. Производительность  ванны 550-1200 кг/сут.

 

6.2.4  IV стадия - получение чистого алюминия

 

Извлеченный из ванны алюминий-сырец содержит много примесей, снижающих качество металла: выделяющиеся на катоде совместно с алюминием железо, титан, механические примеси (А12О3, карбид алюминия, угольные частицы), газы Н2, О2, СО2, СО и др.

Обычно очистку алюминия от примесей производят продувкой слоя металла хлором. Образующиеся в результате хлорирования соединения всплывают на поверхность, откуда их удаляют. Получаемый алюминий имеет чистоту 99,80-99,85%.

Алюминий высокой чистоты получают более сложными приемами: электролитическим рафинированием (99,996%), зонной плавкой (99,9999%) или дистилляцией. В последнем варианте парообразные А12Cl3 или AIF3 при 1000°С пропускают над расплавленным алюминием. При этом образуются неустойчивые соединения

А1С13 +2AI →3А1С1 или AIF3 + 2А1 →3A1F.

При последующем охлаждении до 700°С реакции идут в обратном направлении с выделением особо чистого алюминия - 99,99998%.

 

 

 

 

 

6.3. Производство меди

 

6.3.1   Рудная база

По распространенности в земной коре медь занимает 22-е место - 0,01% (у железа более 5%). В небольших количествах встречаются руды, в которых медь присутствует в виде оксидов СuО и Cu20; очень редко находят самородную медь (в виде металла). Основное количество природных медных руд содержит медь в форме сульфидных минералов: CuFeS2; CuS; Cu2S. Одной из особенностей медных руд является их комплексность - в рудах кроме меди присутствуют Fe; Zn; Ni; Pb, а также в небольших количествах благородные и редкие металлы: Ag, Au, Se, Те и др. Извлечение попутных элементов делает производство меди более рентабельным. Химический состав некоторых типов медных руд приведен в табл. 5.9.

Таблица 5.9

Химический состав медных руд, %

 

Руда	Cu	Fe	S	SiO2	Al2O3	Zn	Pb
Порфировая Колчеданная Полиметаллическая Медистые песчанники	0.9 - 1,5 2 - 3 0,5 - 5 1,9 -7	1 - 3 38 - 42 15 - 30 1 - 2	1 - 2 36 - 44 20 - 32 0,4	50 - 80 5 - 10 12 - 30 67 - 75	5 - 15 1 - 2 2 - 3 12 - 18	- - 5 - 8 -	- - 3 - 7 -

 

6.3.2     I стадия передела - механическое обогащение руд

 

Сульфидные рудные минералы относятся к числу плохо смачиваемых материалов, а оксиды пустой породы - к хорошо смачиваемым. Благодаря такому различию сульфидные медные руды хорошо обогащаются методом флотации. На ряде предприятий разработаны схемы обогащения комплексных медных руд с получением кроме медного еще и цинкового, свинцового, никелевого или молибденового концентратов (см. рис. 5.30).

Химические составы некоторых типов медных концентратов приведены в табл. 5.10.

 

6.3.3     II стадия - выплавка штейна (химическое обогащение)

 

Наиболее целесообразным способом освободиться от основного коли-чества пустой породы оказалась плавка медных концентратов с получением двух расплавов: штейна, содержащего сульфиды меди и железа, и шлака, состоящего из оксидов Si02, А1203, СаО. Благодаря существенному различию по плотности (у штейна - 3,5-4,5, а у шлака - около 3,0 г/см3) происходит практически полное разделение штейна и шлака.

 

 

Таблица 5.10

Химический состав медных концентратов, %

Концентрат	Cu	Fe	S	SiO2	Al2O3	CaO+MgO
Богатый сульфидный Бедный сульфидный  Богатый малосернистый Бедный малосернистый Окисленный	25 - 30 12 - 18 25 - 40 10 - 15 10 -20	32 - 36 26 - 38 10 - 14 15 - 20 2,5 - 5	28 - 40 36 - 42 15 - 21 20 - 25 до 1,5	3 - 5 6 - 15 16 - 25 20 - 32 40 - 50	1 - 2 4 - 8 2 - 9 5 - 10 13 - 20	0,7 - 1,2 0,5 - 1 1 - 2 2 – 3 1 – 3,5

 

Принципиальная технологическая схема получения меди из концентратов пирометаллургическим способом, наиболее широко распространенная в металлургической практике, приведена на рис. 5.31.

Плавка на штейн.

Сущность основных химических процессов, протекающих в плавильном агрегате (при t« 1400°С), можно представить следующим образом. Низшие сульфиды обожженых медных концентратов Cu2S и FeS, имея невысокие температуры плавления (1130 и 1190°С), образуют расплав - штейн.

Для выплавки штейна из медных руд применяют разнообразные печи. В течение длительного времени основным металлургическим агрегатом для плавки руд на штейн были отражательные печи с суточной производительностью до 500 т меди (рис. 5.32). Загрузка печи твердой шихтой осуществляется через несколько отверстий в своде, расположенных вблизи боковых стен по длине печи. Шихта ложиться откосами вдоль стен печи, предохраняя кладку от воздействий шлака и горячих газов. Жидкий конвертерный шлак заливают через окно в передней торцевой стенке. Штейн выпускают из печи по мере накопления (по графику), а шлак сливается непрерывно через окно в задней стенке.

Рис. 5.32. Отражательная печь для плавки медных концентратов:

1 - окна для  горелок (форсунок); 2- подвесной свод; 3 - загрузочные окна; 4 - шлаковое  окно;

5 - боров для  отвода газов (аптейк); 6 - лещадь; 7 - летки для выпуска штейна; 8 - фундамент

 

Тепло, необходимое для нагрева и плавления шихты, выделяется в результате сжигания пылеугольного, жидкого или газообразного топлива в горелках (форсунках), расположенных в торцевой стенке. Продукты сгорания выходят с противоположной стороны печи. Температура газов у передней стенки составляет 1500-1600°Сч а на выходе из печи - около 1300°С. Основное количество шихты загружают и плавят на первых 2/3 длины печи - в зоне с максимальной температурой газовых факелов. На последней трети длины печи происходят отстаивание и полное расслоение шлака и штейна. Высота слоев шлака и штейна - по 500 мм. «Усредненный» (по нескольким заводам) штейн имеет состав, %: Cu2S - 35; FeS - 50; Fe3О4 - 10; Zn и Pb - 2-3 и шлаковые включения - 2-3. В штейн переходит до 97% золота и серебра, содержащихся в шихте.

Шлак содержит, %: FeO - 40; SiО2 - 38; СаО - 8; А12О3 - 6; в шлаке имеется небольшие количества меди (0,3%), цинка, свинца - в виде оксидов. Выход шлака 1,0-1,5 т/т штейна.

Расход условного топлива 15-20%.

Шахтные печи для плавки руд имеют ряд существенных преимуществ перед отраженными печами:

1) более высокую удельную производительность 100-150 т/(м2 сут) вместо 7-10 т/(м2 сут) в отражательных печах;

2) более высокую степень использования тепла 60-70% (за счет более низкой температуры отходящих колошниковых газов 250-600°С);

3) благодаря интенсивному водяному охлаждению печей с помощью специальных холодильников - кессонов (которые одновременно являются и несущими конструкциями) существенно сокращается расход дорогих огнеупоров при строительстве и эксплуатации печей;

4) сохраняется высокая рентабельность даже для печей малой мощности.

Поскольку шахтная плавка основана на противотоке: через опускающийся столб шихты поднимается газовый поток, то для получения высокой производительности печи необходимо иметь газопроницаемую шихту с оптимальным размером кусков 20-40 мм; мелкие фракции (0-5 или 0-10 мм) необходимо отсеивать и использовать в плавке только после окускования (брикетирования, агломерации). Окусковывать следует и тонкие концентраты.