Файл: Технология металлов и других конструкционных материалов учеб. пособие.pdf
ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 09.04.2024
Просмотров: 203
Скачиваний: 1
пых вакуум-фильтрах. В подготовленном таким образом концент рате содержится 15—30% меди.
Подготовительные операции завершаются обжигом концентра та для частичного удаления серы. Окисление серы производится не полностью, а до такого предела, который обеспечит при дальней шей переработке концентрата получение штейна нужного состава. После обжига в руде должно оставаться некоторое количество се ры, 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 содер жится до 40—50% пирита (FeS2), при сгорании которого выделя ется тепло.
Современным способом обжига медного концентрата (как и других руд цветных металлов) является обжиг «в кипящем слое» (рис. 38). На поду 8 печи имеются отверстия, через которые из воз духораспределительной коробки 7 подается воздух. Давление воз духа 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 струей воздуха, что значительно улучшает условия окисления и ускоряет процесс. Загружаемый шнековым питателем 1 концентрат проходит зону обжига, находясь во взвешенном состоянии, и поки дает печь через выпускное отверстие 6. Сернистый ангидрид SO2, выделяющийся в камере 2, удаляется через патрубок 3 и использу ется для получения серной кислоты. Вместе с газами через газо провод 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 концентра та и регулируется количеством поступающего воздуха так, чтобы
не было спекания частиц (около 850°). Процесс обжига является непрерывным, полностью механизированным и автоматизирован ным.
Плавка штейна в пламенных и шахтных печах. Процесс пере работки медной руды состоит в последовательном увеличении со держания меди в исходной шихте. Расплавление обожженного кон центрата приводит к образованию штейна — сплава сульфидов меди и железа. При расплавлении медного концентрата пустая
порода (Si02, CaO, А120 3 и т. д.) переходит в шлак, располагаю щийся из-за меньшего удельного веса над штейном. Поэтому отде ление штейна от шлака никакой сложности не представляет.
В пламенной печи для выплавки штейна из медного концентра та (рис. 39) расплавление шихты происходит за счет тепла, выде ляемого 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. Че рез отверстия 2 в своде загружается концентрат. Продукты плав ки — шлак и штейн — по мере их накопления выпускают через шлаковое окно 3 и летку 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
2CU20 + Cu2S = 6Cu -j- S 0 2.
Но металлическая медь тут же переходит в сульфид:
2 Cu + FeS = Cu2S + Fe.
Окислению меди до Си20 препятствует также сернистое железо:
Cu20 + FeS = Cu2S 4-FеО.
Однако если в расплаве окажется недостаток FeS, то Си20 бу дет 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 из 80—90% по весу из сульфи дов Си и Fe. Медь, содержащаяся в рудном концентрате, почти пол
ностью 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 количе ство пирита FeS2. может применяться плавка в шахтных печах. Шахтные печи имеют вертикально расположенное рабочее прост ранство, образованное кессонами — металлическими плитами, в полостях которых непрерывно циркулирует вода, охлаждающая стенки. Благодаря этому расплавленная шихта образует на стен ках затвердевшую корку, служащую футеровкой. Такое решение
Рис. 40. Медеплавильный конвертор
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 добавля ется кокс (3—4% от веса руды).
По сравнению с плавкой в пламенной печи плавка в шахтной печи отличается меньшим содержанием меди в штейне (75—85%), так как руда не проходит предварительного обогащения, поэтому выход шлака на единицу веса штейна значительно выше.
Переработка штейна в конверторе. Полученный в различных плавильных устройствах штейн сливается в медеплавильный кон вертор (рис. 40) для получения черновой меди. Конвертор пред ставляет собой стальной кожух 1, имеющий магнезитовую футеров ку 9. 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 за твердевание расплава. Корпус конвертора охватывается двумялободами 2, опирающимися на две пары роликов 5, вращающихся в опо рах 10. От мотора 7 через редуктор приводится во вращение зубча тая передача 6, обеспечивающая поворот конвертора на 180° от среднего положения. Заливка штейна и выпуск получаемой меди производятся через горловину 3. Флюс (кремнезем) во время плав
75
ки подается через отверстие 4 в одной из торцевых стенок. Емкость такого конвертора 15—100 г.
В конверторе окисляется большое количество S и Fe, содержа щихся в штейне (до 80% по весу), поэтому длительность процесса доходит до 10— 12 ч и более. Окисление S и Fe сопровождается вы делением тепла, поддерживающего в конверторе температуру во время продувки в пределах 1100—1200°.
Процессы, происходящие в медеплавильном конверторе, мож
но разделить на два периода. |
, |
|
1. Окисление FeS и ошлакование окислов железа флюсами: |
||
2FeS + 302 = 2Fe0 + 2S02; |
FeO + Si02= FeO • Si02. |
Исходя из состава штейна, можно предположить, что одновре менно с началом продувки начнет окисляться и полусернистая медь по реакции
2 Cu2S + 3 0 2= 2 CU20 + 2 S 0 2.
Но практически в первый период эта составляющая не окисляется, так как избыток сернистого железа приводит к реакции
Cu20 + FeS = Cu2S + Fe0.
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 окисле
ния всего сернистого железа |
начинает выгорать сера, входящая в |
Cu2S, и образовываться закись меди: |
|
2 Cu2S + 3 |
0 2= 2 CU20 + 2S02. |
Закись меди взаимодействует с оставшейся полусернистой медью, что приводит к получению черновой меди:
2CU20 + Cu2S = 6Cu + S 02.
Черновая медь содержит до 2% примесей, что требует последую щего рафинирования.
Рафинирование меди. Существуют два способа рафинирова ния черновой меди — огневой и электролитический.
При огневом способе в расплавленную черновую медь по труб кам вдувают воздух. В зависимости от степени сродства с кисло родом примеси, входящие в медь, окисляются в такой последова тельности: AI, Si, Mn, Zn, Sn, Fe, Ni, As, Sb, Pb, Bi, Cu. При этом часть примесей в виде окислов уходит в шлак (Fe203, А120 3, Si02), а часть удаляется с газами (PbO, ZnO и др.). Чтобы не окислялась медь (4 CU + 0 2-*2 CU20 ), на ванну металла насыпают слой древес ного угля и начинают восстановление окислов меди, находящихся
77
в расплаве. Для этого опускают сырые сосновые или березовые бревна, при перемешивании которыми в ванне происходят реакции:
CU20 + C->2CU + C0;
Cu20 -Ь СО—>-2Cu+ С 02.
Эта операция из-за выделения пузырьков газа вслед за переме щением бревен получила название «дразнение». Энергично выделя ющиеся пузырьки СО, С 02 и паров воды способствуют перемеши ванию меди и удалению из нее SÖ2 и других газов.
-Огневое рафинирование обеспечивает получение слитков со степенью чистоты 99, 5—99,7%.
Черновую медь, предназначенную для электролитического ра финирования, после выпуска из конвертора отвозят в ковше на ленточную разливочную машину. В изложницах, закрепленных на конвейере этой машины, медь затвердевает в виде Т-образных слит ков — «анодов» — весом 200—350 кг, которые 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 CuS04 с добавкой 10—16% H2S 0 4. При пропускании тока происходит растворение анода и осаждение меди на катоде.
Постоянный ток, применяемый для электролиза, имеет плот ность 150—200 а на 1 м2 катодной поверхности. Длительность элек тролиза около 20 дней. В нерастворимый осадок (шлам) переходят примеси, содержащиеся в черновой меди. Рафинированная этим способом медь содержит до 99, 98% Си.
Обычно электролизу предшествует огневое рафинирование, что уменьшает затраты на переработку и повышает качество меди.
§ 3. Металлургия алюминия
Общие сведения. Производство алюминия — одна из наиболее энергоемких отраслей металлургии: для получения 1 тметалла рас ходуется до 20 тыс. кет • ч электроэнергии.
Получение алюминия сводится к извлечению его из окиси алю миния А120 3 (глинозем) путем электролиза расплава глинозема и криолита (Na3AlFe). Электроды, применяемые для электролиза, должны быть изготовлены из очень чистых углеродистых материа лов.
Металлургия алюминия включает четыре самостоятельных производства: 1) получение чистого глинозема (из алюминиевых руд); 2 ) получение криолита и других фтористых солей; 3) произ водство угольных электродов; 4) электролиз расплава, содержа щего глинозем. Основными из них являются производство А120 3 и получение из него металлического алюминия. О масштабе этих производств можно судить по следующим цифрам: для получения
73
1 r Al нужно израсходовать около 2 тглинозема (или около 6 тбок ситов), 100 кг фтористых солей и 700 кг угольных электродов.
Производство глинозема. Основной алюминиевой рудой, слу жащей для получения чистого глинозема, являются бокситы, в со став которых входят гидроокислы алюминия А120 3 • Н20 и А120 3Х ХЗН20, различные окислы типа Fe203, Si02, Ті02, CaO, MgO, а так же соединения Na, К, Cr, Р, V и др. Качество бокситов тем выше, чем больше в них А120 3 и чем меньше Si02. Разнообразный харак тер и различное количество примесей, входящих в состав бокситов, а также амфотерность окиси алюминия обусловили чрезвычайное многообразие способов получения глинозема. Амфотерность А120 3 проявляется в одинаковости щелочных и кислотных свойств. С раст ворами кислот гидроокись алюминия реагирует как основание, об разуя алюминиевые соли этих кислот, например:
А120 3 • 3 Н20 + 6 НС1 = 2 АІСІз + 6 Н20.
С растворами щелочей гидроокись алюминия реагирует как кислота, образуя щелочные соли — алюминаты, например:
А120 3 • 3 Н20 + 2 NaOH = Na80 • А120 3+ 4 Н20.
Все многообразие способов получения глинозема можно свести к трем группам: щелочные, кислотные и электротермические. В на шей стране распространены щелочные способы.
Мокрый щелочной способ применяется для получения глинозе ма из окислов, содержащих не свыше 5% Si02. Просушенный бок сит измельчают в шаровых мельницах, и полученную муку выще лачивают концентрированной щелочью NaOH в автоклавах. Авто клав представляет собой металлический цилиндр диаметром 1,6— 2,3 м и высотой 8 м, имеющий герметически закрывающиеся крыш ки, через одну из которых может подводиться пар при давлении 8—12 ати и температуре около 250°.
Гидроокись алюминия в автоклаве взаимодействует с едким натром по реакции
А120 3 • 3 Н20 + 2 NaOH = Na20 • А120 3+4 Н20.
Раствор алюмината натрия (Na20*A l20 3) в виде пульпы поступает на дальнейшую обработку.
Окислы железа, титана и кальция, содержащиеся в рудах, поч ти не растворяются и оседают в автоклаве в виде шлама. Сложнее удалить такую вредную примесь, как Si02. Кремнезем реагирует в автоклаве с NaOH и образует силикат натрия:
Si02+ 2 NaOH = Na20 • Si02+ H 20.
Удаление в осадок силиката натрия происходит при его взаимодей ствии с алюминатом натрия, находящимся в растворе:
2 (NasO • Si02) -f Na20 • AlА + 4 Н20 =
= NaaO • ALA, • 2 Si02 - 2 Н20 + 4 NaOH.
I
79