Файл: Технология металлов и других конструкционных материалов учеб. пособие.pdf
ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 09.04.2024
Просмотров: 206
Скачиваний: 1
Как видно из этой реакции, удаление Si02 требует расхода А120з и NaOH (на 1 кг Si02, содержащейся в боксите, расходуется 0,85 кв АЬОз и 0,67 кг NaOH). Поэтому боксит, содержащий свыше 5% SiÖ2, этим способом перерабатывать нерентабельно.
Пульпа из автоклава после фильтрации сливается в цилиндри ческие баки — отстойники, где при длительном и медленном пере мешивании из алюмннатного раствора выпадает осадок гидроокиси алюминия. Для протекания этого процесса в отстойник вводится затравка — кристаллическая гидроокись алюминия, служащая ка тализатором. Выпадение осадка идет по реакции
Na20 • AlА -г 4 Н20 —>2 NaOH + 2 Al (ОН)3.
Полученный гидрат окиси алюминия тщательно промывают, филь труют и направляют на завершающую операцию — прокаливание (кальцинацию). Применяемые для этого наклонные вращающиеся печи имеют длину 50—70 м, диаметр 2,5—3,5 м. При медленном вращении печи ( 1—2 об/мин) засыпанная гидроокись постепенно перемещается в зону высоких температур (до 1200°), что приводит к получению чистого глинозема:
2 А1 (ОН)3 А120 3 + 3 Н20.
Сухой щелочной способ состоит в том, что прщ прокаливании тонко измельченного боксита и соды до температуры 1200—1300° получается спек, содержащий алюминат натрия:
АІ20з + Па2С0з = Па20 ■ АІ2О3 + СО2.
Из этой спекшейся массы алюминат натрия выщелачивается горя чей водой. Полученный алюминатный раствор продувают углекис лотой, получая в осадке гидроокись алюминия:
Na20 • АІ203+ ЗН20 + С02 = 2А1 (0 Н )3+ Na2C 03.
Осадок промывают и прокаливают для получения глинозема. Сухой щелочной способ (спекание) применяется для переработки высоко кремнистых бокситов, нефелинов (Na20 • А120 3 • 2Si02) и некоторых других материалов.
Алюминатно-кальциевый способ имеет две стадии — электро металлургическую и химическую. В начале процесса боксит в смеси с известью и коксом расплавляется в мощных электрических печах. При этом образуются два жидких слоя — металлический сплав (Fe и Si) и шлак, состоящий из CaQ -Al20 3. Шлак легко отделяется и после охлаждения поступает на дробилку. Измельченный шлак вы щелачивают содовым раствором, в результате чего образуется алюминат натрия:
СаО •А120 з+ Na2C 03= Nа20 •А120 34-СаС03.
Дальнейшее получение АІ20з из алюмннатного раствора произво дится аналогично вышерассмотренным способам.
80
Производство криолита. Выше мы познакомились с некоторы ми технологическими схемами получения AI2O3. Казалось бы, даль нейшее выделение алюминия из этого соединения можно провести за счет простой реакции восстановления, действуя таким восстано вителем, как углерод. Однако при подобной реакции алюминий сое диняется с восстановителем, образуя карбид АЦС3 . Можно предпо ложить, что алюминий выделится при электролизе водного раст вора какой-нибудь его соли. Однако при таком процессе па катоде будет выделяться более электроположительный водород, а не алю миний. Следовательно, электролит не должен содержать ионов во дорода и быть по составу таким, чтобы при электролизе алюминий в нем являлся более электроположительным, че-м остальные компо ненты.
Этим условиям отвечают некоторые фтористые соли, особенно криолит NasAlFß. Электролиз расплава, состоящего из глинозема и криолита, является основным способом выделения металлическо го алюминия. Криолит получают из плавикового шпата CaF2 после его предварительного обогащения. Схема производства криолита включает следующие этапы.
1. Получение плавиковой кислоты в трубчатых вращающихся печах (при / = 200°):
CaF2+ H 2S 0 4= C aS04-|-2 HF.
2. Получение фтороалюминиевой кислоты в специальных баш нях при взаимодействии HF с гидратом окиси алюминия:
12HF + 2A1 (0Н ) 3 = 2НзА1Рб+ 6Н20.
3. |
Нейтрализация |
полученного |
продукта |
содой в |
этой же |
башне: |
|
|
|
|
|
|
2 HaAlFe -I- 3 Na2COa = 2 Na3AlF6 + 3 Н40 + 3C 0 |
2 |
|||
4. |
Отделение |
выпадающего |
в осадок |
криолита, |
его промывка |
и сушка при 130—140°. |
|
|
|
|
Производство угольных электродов. Для подвода тока при электролизе глиноземного расплава и для футеровки внутренней поверхности стенок электролизера применяются угольные электро ды и плиты. Исходными материалами для их производства являют ся твердые углеродистые материалы (антрацит, нефтяной или смо ляной кокс) и связующие вещества (например, пек — продукт перегонки каменноугольной смолы). Измельченные и смешанные в надлежащих пропорциях исходные материалы прессуются, а затем подвергаются обжигу с нарастанием температуры до 1400° по опре деленному графику (длительность процесса около 200 ч) , после чего медленно охлаждаются. При обжиге происходит размягчение и кок
81
сование пека, который скрепляет зерна твердых углеродистых материалов.
Электролиз глинозема. Электролизер для электролиза глино зема (рис. 41) состоит из металлического корпуса 1, имеющего теп лоизоляционную футеровку 2 и выложенного внутри угольными плитами 3 и блоками 10. Нижние блоки имеют каналы, в которых проходят катодные шины 9. Угольные электроды 4 частично погру жены в электролит 6, состоящий из глинозема и криолита. По мере
ю
Рис. 41. Электролизер
расхода электроды постепенно опускаются, а верхняя часть их на ращивается.
При электролизе на поду ванны (на катоде) осаждается рас плавленный алюминий 8. За счет выделяемого тепла электролит в рабочем объеме ванны поддерживается в жидком состоянии, а на стенках затвердевает в виде гарнисажа 7. На поверхности ванны электролит образует твердую корку 11. На эту корку насыпается глинозем 5, который пополняет ванну по мере расходования глино зема из расплава. Криолит, входящий в состав расплавленного элек тролита, понижает температуру плавления. Например, электролит,
содержащий 15% |
А120 3 и 85% ЫазАІРб, имеет ^Пл= 935°, тогда |
как іпл глинозема |
(А120з) — около 2050°. |
Производительность электролизера зависит от режима процес са. В электролизере, работающем при напряжении 4,3—4,5 в і^силе тока 50000 а, выделяется в сутки около 350 кг А1.
Осаждающийся на поду электролизера алюминий периодиче ски (раз в трое-четверо суток) извлекается вакуум-ковшом, после чего рафинируется двумя способами — переплавкой в электропечах сопротивления с продувкой хлором или специальной электролити ческой очисткой.
82
§ 4. Металлургия магния
Магниевые руды. Магниевые руды представляют собой различ ные природные соединения.
Магнезит — углекислый магний (MgCOs). Перед переработкой
его подвергают обжигу |
при ^ = 800—900° для |
получения |
каустиче |
ского магнезита — окиси магния: |
|
|
|
MgC03-»M g0 + C02. |
|
|
|
Доломит — двойная |
углекислая соль |
магния и |
кальция |
(MgC03 • СаСОз). Подготовка доломита заключается в механиче ском обогащении и обжиге:
MgCOs • СаСОз — MgO • CaO + 2 С02.
Карналлит (MgCl2 • KCl • 6Н2О) представляет собой шестивод ный двойной хлорид магния и калия. Природный.карналлит под вергается механическому обогащению и гидрохимической обработ ке, в результате которой получается так называемый искусствен ный карналлит MgCl2 • 6 Н20. В виде хлористых солей Mg содер жится также в морской воде и соляных озерах (бишофит MgClX Хб Н20 ). Такая вода (рапа) в стальных барабанах поступает на магниевый завод, где после выпаривания из нее получается бишо фит.
Из перечисленных природных соединений магний может быть получен двумя способами — электролитическим и термическим.
Электролиз магния. Получить магний путем электролиза вод ных растворов его солей нельзя, так как на катоде будет выделять ся более электроположительный водород,- Поэтому для электролиза используется расплав хлоридов магния и некоторых других элемен тов, подобранных таким образом, чтобы среди них магний был бо лее электроположительным. Получение Mg электролизом включает такие операции: получение чистых безводных хлористых солей Mg,
электролиз |
этих |
солей |
в расплавленном состоянии, рафинирова |
||
ние Mg. |
|
|
Mg в зависимости от состава исходной |
||
|
Получение хлоридов |
||||
руды может производиться различными способами. |
|||||
ния. |
1. Обезвоживанием |
кристаллогидратов |
хлористых солей маг |
||
Если |
исходная руда — бишофит или |
искусственный карнал |
|||
лит |
MgCl2 • 6 Н20, |
то она поступает на первую стадию обезвожи |
вания в трубчатую вращающуюся печь длиной до 40 м и диаметром около 3 м, в которой при медленном нагревании до 220—420° испа ряется основная масса воды. Вторую стадию обезвоживания и по лучение расплавленного MgCl2 производят в трехфазных электри ческих печах при t = 750—800°.
2. Хлорированием кислородных соединений магния. Если ис ходная руда содержит MgO (магнезит, доломит), то она в измель ченном состоянии перемешивается с восстановителем — графи том (С) и прессуется в виде брикетов, которые загружаются в шахт-
пую электропечь. В этих печах при ^ = 800—900° производится обра ботка брикетов хлором, что приводит к образованию MgCl2:
MgO + Cl2+ С = MgCl2+ СО;
MgO + С12+ СО = MgC 12+ С 02.
Электролитическое выделенйе Mg производится в плотно за крытых ваннах (рис. 42), сваренных из стальных листов 1, футеро ванных внутри шамотом 2. На катодах 5 выделяется расплавленный магний 6, всплывающий на поверхность электролита 7. На аноде — графитовом стержне 9 — выделяется хлор, который через хлоропровод 4 отводится для нужд производства (например, для хлори
рования MgO). Огнеупорная шамот
|
ная перегородка — диафрагма 3, ус |
||||
|
тановленная в верхней части, обра |
||||
|
зует катодное пространство К и |
||||
|
анодное пространство а, что исклю |
||||
|
чает возможность |
обратного взаи |
|||
|
модействия выделяющегося хлора и |
||||
|
магния. Примеси оседают на дне |
||||
|
ванны в виде шлама 8. |
|
|||
|
Электролитом |
служит расплав |
|||
|
MgCl2 и |
безводных хлористых со |
|||
|
лей KCl, NaCl, СаС12. Такой состав |
||||
|
обеспечивает |
высокую |
электропро |
||
Риг. 42. Электролитическая ван |
водность |
электролита |
и уменьшает |
||
на для получения магния |
растворимость |
в |
нем |
выделенного |
|
|
магния. |
СаС12 служит «утяжите- |
лем», в силу чего магний легко всплывает на поверхность электро лита.
Для электролиза применяют ток напряжением 5'—5,6 в и силой 30000—50000 а. Кроме представленной на рисунке схемы с боко вым вводом графитового анода 9, существуют ванны с верхним под водом анодов. Магниевые ванны работают непрерывно 12—14 меся цев, после чего останавливаются на ремонт (смена диафрагмы, вос становление футеровки, замена анодов и т. д.). Ванны соединяются между собой последовательно в серии из 60—100 штук.
На получение 1 т магния-сырца расходуется 4,5—4,7 т MgCl2, около 25 кг анодов и до 18000 кет • ч электроэнергии.
Из катодного пространства магний извлекают при помощи вакуумного ковша 2—3 раза в сутки, после чего заливают расплав ленный хлористый магний, и процесс продолжается. Оседающий на дно ванны шлам удаляется по мере накопления раз в 2—3 дня.
Рафинирование магния. Магний-сырец, полученный в резуль тате электролиза, может содержать примеси как металлические (Fe, К, Na и др.), так и неметаллические (СаС12, MgCl2, NaCl, KCl и др.). 'Поэтому магний перед разливкой в слитки подвергается рафинированию.
84
■Неметаллические примеси могут быть удалены переплавкой в тигельных печах вместе со специальными флюсами, подобранными так, что они могут с неметаллическими включениями образовывать шлак, температура затвердевания которого составляет 710—690э. Таким образом, по мере остывания расплава образуется корка шла ка, под которой находится очищенный магний (/„л = 651°). Пробив корку, наклоном тигля рафинированный магний разливают в фор мы для получения слитков.
Однако наилучшие результаты (до 99,99% Mg) дает рафини
рование возгонкой. |
Суть |
способа состоит в том, |
что Mg-сырец |
|||||
подвергается сублимации (воз |
|
|
||||||
гонке) |
в |
условиях |
глубокого |
|
|
|||
вакуума (0 ,1—0,2 мм |
рт. ст.) |
|
|
|||||
при ^ 6 0 0 ° |
(рис. 43). Стальная |
|
|
|||||
реторта 4, загруженная Mg- |
|
|
||||||
сырцом 8, |
герметически закры |
|
|
|||||
вается |
крышкой 2, |
интенсивно |
|
|
||||
охлаждаемой проточной |
водой. |
|
|
|||||
Для более энергичного |
охлаж |
|
|
|||||
дения |
верхняя |
часть |
реторты |
|
|
|||
охватывается кольцевой |
водо |
|
|
|||||
охлаждаемой камерой 3. |
Труб |
|
|
|||||
ка 1 соединена |
с вакуум-насо |
|
|
|||||
сом, при помощи которого в |
|
|
||||||
полости реторты создается раз |
|
|
||||||
режение. Нижняя часть |
ретор |
|
|
|||||
ты установлена |
в нагревателе, |
|
|
|||||
имеющем |
тепловую |
изоляцию |
|
|
||||
7 и спираль сопротивления 6. |
|
|
||||||
При пропускании тока |
нижняя Рис. 43. |
Рафинирование магния воз |
||||||
часть |
реторты |
нагревается до |
гонкой |
|
||||
600° и |
служит |
сублиматором. |
проникают |
по кольцевой |
||||
Пары Mg, образовавшиеся при нагреве, |
||||||||
щели |
между стенкой и экраном 5 и попадают в зону конденсации, |
где, соприкасаясь с более холодными стенками (температура 450— 500°), оседают па них в виде друз магния 9. По окончании процес са рафинирования магний переплавляется и разливается в слитки.
Производство магния термическим методом. Термическим спо собом магний восстанавливается из каустического магнезита или доломита при высокой температуре и глубоком вакууме различны-: ми восстановителями (кремнием, углеродом и др.). Существует не сколько вариантов термического способа, отличающихся видом восстановителя, применяемого сырья и технологического оборудованияу Но при любом варианте производство Mg включает следую щие процессы: 1) подготовку исходных материалов; 2 ) восстанов ление Mg, его возгонку и конденсацию; 3) расплавление получен ных друз магния и получение слитков.
Рассмотрим схему силикотермического способа получения Mg в ретортных печах (рис. 44). Реторта 1, отлитая из жаропрочной
85