Министерство образования и науки Российской Федерации
Федеральное агентство по образованию
Магнитогорский Государственный Технический Университет
им. Носова
Кафедра металлургии черных металлов
Реферат по дисциплине «История металлургии»
МЕТАЛЛУРГИЯ АЛЮМИНИЯ
Аннотация
Рассмотрена тема "Металлургия алюминия", описаны основные свойства этого металла. Кратко изложена история открытия алюминия, возможные способы его получения и применения в различных отраслях промышленности.
Введение
1. Свойства алюминия
2. Применение алюминия
3. Сырые материалы
4. Производство глинозема
5. Электролитическое получение алюминия
6. Рафинирование алюминия
Заключение
Список использованной литературы
Введение
Слово «металлургия» происходит от греч.:
metalleuо – выкапываю, добываю из земли;
metallurgeo – добываю руду, обрабатываю металлы;
metallon – рудник, металл.
Это слово означает область науки и техники, охватывающую процессы обработки добытых из недр руд, получение металлов и сплавов, придание им определенных свойств.
В древности, в средние века и сравнительно недавно, вплоть до времени М.В.Ломоносова, считалось, что существует 7 металлов (золото, серебро, медь, олово, свинец, железо, ртуть).
В 1814 г. шведский химик Й.Берцелиус предложил использовать буквенные знаки, которыми пользуется весь мир, за редкими исключениями.
Сегодня науке известно более 80 металлов, большинство из них используется в технике.
В мировой практике сложилось деление металлов на черные (железо и сплавы на его основе) и все остальные – нечерные (Non-ferrousmetals, англ.; Nichtei-senmetalle, нем.) или цветные металлы. Металлургия часто подразделяется на черную и цветную. В настоящее время на долю черных металлов приходится около 95% всей производимой в мире металлопродукции.
В технике принята также условная классификация, по которой цветные металлы разделены на «легкие» (алюминий, магний), «тяжелые» (медь, свинец и др.), тугоплавкие (вольфрам, молибден и др.), благородные (золото, платина и др.), редкие металлы.
Доля продукции, изготовленной с использованием черных и цветных металлов, в настоящее время составляет 72-74% валового национального продукта государства. Можно утверждать, что металлы в XXI в. останутся основным конструкционными материалами, так как по своим свойствам, экономичности производства и потребления не имеют себе равных в большинстве сфер применения.
Из ~ 800 млн. т потребляемых металлов ~ 750 млн. т – сталь, 20-22 млн. т – алюминий, 8-10 млн. т – медь, 5-6 млн. т – цинк, 4-5 млн. т – свинец (остальные - < 1 млн. т).
Из наиболее ценных и важных для современной техники металлов лишь немногие содержится в земной коре в больших количествах: алюминий (8,8%), железо (4,65%), магний (2,1%), титан (0,63%).
К рудным месторождениям легких металлов обычно относят руды, содержащие алюминий; основной поставщик алюминия – бокситы, а также алуниты, нефелины и раз личные глины. К рудным месторождениям цветных металлов относятся месторождения меди, свинца и цинка, кобальта, никеля, сурьмы. Запасы металлов в наиболее крупных из них достигают от десятков до сотен млн. т, при обычном содержании металлов в руде – единицы процентов.
Масса добываемых материалов во много раз превышает количество содержащихся в руде металлов и в подавляющем большинстве случаев из природных руд экономически невыгодно непосредственно извлекать полезные компоненты.
Археологические раскопки свидетельствуют о том, что знакомство человека с металлами относится к временам, весьма удаленным от нас. Считается, что первые изделия из бронзы получены за 3 тыс. лет до н.э восстановительной плавкой смеси медной и оловянной руд с древесным углем. Значительно позже бронзы стали изготовлять добавкой в медь олова и других металлов (алюминиевые, бериллиевые, кремненикелевые и др.). В настоящее время наиболее распространены алюминиевые бронзы (5-12% Al) с добавками железа, марганца и никеля.
В настоящее время металлургическое производство является одним из приоритетных отраслей народного хозяйства.
1. СВОЙСТВА АЛЮМИНИЯ
Алюминий был впервые получен датским физиком Х.Эрстедом в 1825 г. Название этого элемента происходит от латинского алюмен, так в древности назывались квасцы, которые использовали для крашения тканей.
Алюминий обладает многими ценными свойствами: небольшой плотностью – около 2,7г/см 3 , высокой теплопроводностью – около 300 Вт/(м. К) и высокой электропроводностью 13,8 . 10 7 Ом/м, хорошей пластичностью и достаточной механической прочностью.
Алюминий образует сплавы со многими элементами. В расплавленном состоянии алюминий жидкотекуч и хорошо заполняет формы, в твердом виде он хорошо деформируется и легко поддается резанию, пайке и сварке.
Сродство алюминия к кислороду очень большое. При его окислении выделяетсябольшое количество тепла (~ 1670000 Дж/моль). Тонкоизмельченный алюминий при нагревании воспламеняется и сгорает на воздухе. Алюминий соединяется с кислородом воздуха и в атмосферных условиях. При этом алюминий покрывается тонкой (толщиной ~ 0,0002 мм) плотной пленкой окиси алюминия, защищающей его от дальнейшего окисления; поэтому алюминий стоек против коррозии. Поверхность алюминия хорошо защищает от окисления этой пленки и в расплавленном состоянии.
Из сплавов алюминия наибольшее значение имеют дюралюминий и силумины.
В состав дюралюминия, кроме алюминия, входят 3,4-4% Cu, 0,5% Mn и 0,5%Mg, допускается не более 0,8% Fe и 0,8% Si. Дюралюминий хорошо деформируется и по своим механическим свойствам близок к некоторым сортам стали, хотя он в 2,7 раза легче стали (плотность дюралюминия 2,85 г/см 3).
Механические свойства этого сплава повышаются после термической обработке и деформации в холодном состоянии. Сопротивление на разрыв повышается со 147-216 МПа до 353-412 МПа, а твердость по Бринеллю с 490-588 до 880-980 МПа. При этом относительное удлинение сплава почти не изменяется и остается достаточно высоким (18-24%).
Силумины – литейные сплавы алюминия с кремнием. Они обладают хорошими литейными качествами и механическими свойствами.
2. ПРИМЕНЕНИЕ АЛЮМИНИЯ
Алюминий и сплавы широко применяют во многих отраслях промышленности, в том числе в авиации, транспорте, металлургии, пищевой промышленности и др. Из алюминия и его сплавов изготовляют корпуса самолетов, моторы, блоки цилиндров, коробки передач, насосы и другие детали в авиационной, автомобильной и тракторной промышленности, сосуды для хранения химических продуктов. Алюминий широко применяют в быту, пищевой промышленности, в ядерной энергетики и космических кораблей изготовлены из алюминия и его сплавов.
Вследствие большого химического сродства алюминия к кислороду его применяют в металлургии как раскислитель, а также для получения при использовании так называемого алюминотермического процесса трудно восстанавливаемых металлов (кальция, лития и др.).
По общему производству металла в мире алюминий занимает второе место после железа. ,
3. СЫРЫЕ МАТЕРИАЛЫ
Основным современным способом производства алюминия является электролитический способ, состоящий из двух стадий. Первая – это получение глинозема (Al 2 O 3) из рудного сырья и вторая – получение жидкого алюминия из глинозема путем электролиза.
Руды алюминия. Вследствие высокой химической активности алюминий встречается в природе только в связанном виде: корунд Al 2 O 3 , гиббсит Al 2 O 3 . 3H 2 O, бемит Al 2 O 3 . H 2 O, кианит 3Al 2 O 3 , 2SiO 2 , нефелин (Na, K) 2 O . Al 2 O 3 . 2SiO 2 , каолинит Al 2 O 3 , 2SiO 2 . 2H 2 Oи другие. Основными используемыми в настоящее время алюминиевыми рудами являются бокситы, а также нефелины и алуниты.
Бокситы. Алюминий в бокситах находится главным образом в виде гидроксидов алюминия (гиббсита, бемита и др.), корунда и каолинта. Химический состав бокситов довольно сложен. Они часто содержат более 40 химических элементов. Содержание глинозема в них составляет 35-60%, кремнезема 2-20%, оксида Fe 2 O 3 2-40%, окиси титана 0,01-10%. Важной характеристикой бокситов является отношение содержаний в них Al 2 O 3 к SiO 2 по массе – так называемый кремневый модуль.
К числу крупных месторождений бокситов в нашей стране относится Тихвинское (Ленинградская область), Североуральское (Свердловская область), Южноуральское (Челябинская область), Тургайское и Краснооктябрьское (Кустанайская область).
Нефелины входят в состав нефелиновых сиенитов и уртитов. Большое месторождение уртитов находится на Кольском полуострове. Основные компоненты уртита – нефелин и апатит 3Ca 3 (PO 4) 2 . CaF 2 . Их подвергают флотационному обогащению с выделением нефелинового апатитового концентратов. Апатитовый концентрат идет для приго товления фосфорных удобрений, а нефелиновый – для получения глинозема. Нефелиновый концентрат содержит, %: 20-30 Al 2 O 3 , 42-44 SiO 2 , 13-14 Na 2 O, 6-7 K 2 O, 3-4 Fe 2 O 3 и 2-3 CaO.
Алуниты представляют собой основной сульфат алюминия и калия (или натрия) K 2 SO 4 . Al 2 (SO 4) 3 . 4 Al(OH) 3 . Содержание Al 2 O 3 в них невысокое (20-22%), но в них находится другие ценные составляющие: серный ангидрид SO 3 (~ 20%) и щелочь Na 2 O , K 2 O (4-5%). Таким образом, они, так же как и нефелины, представляют собой комплексное сырье.
Другие сырые материалы. При производстве глинозема применяют щелочь NaOH, иногда известняк CaCO 3 , при электролизе глинозема криолит Na 3 AlF 6 (3NaF . AlF 3) и немного фтористого алюминия AlF 3 , а также CaF 2 и MgF 2 .
4. ПРОИЗВОДСТВО ГЛИНОЗЕМА
За рубежом практически весь глинозем получают из бокситов в основном способом Байера (К.И.Байер – австрийский инженер, работавший в России), на отечественных заводах глинозем получают из бокситов способом Байера и из бокситов и нефелинов способом спекания. Оба эти способа относятся к щелочным методам выделения глинозема из руд. Способ Байера экономически целесообразно использовать для переработки бокситов с небольшим содержанием SiO 2 (с кремниевым модулем Al 2 O 3 /SiO 2 более 5-7), поскольку при росте количества SiO 2 все больше Al 2 O 3 и используемой в процессе щелочи теряются из-за образования химического соединения Na 2 O . Al 2 O 3 . 2SiO 2 . 2H 2 O.
Для переработки бокситов с кремниевым модулем менее 5-7 более экономичным является способ спекания. В связи с истощением богатых глиноземом месторождений боксита и вовлечением в производство более бедных бокситов, доля способа Байера в производстве глинозема снижается и возрастает доля способа спекания.
Способ Байера
Способ Байера – способ выделения глинозема из боксита – основан на выщелачивании, цель которого растворить содержащийся в боксите оксид алюминия, избежав перевода в раствор остальных составляющих боксита. В основе способа лежит обратимая химическая реакция:
Al 2 O 3 , nH 2 O +2 NaOH = Na 2 O . Al 2 O 3 + (n + 1)H 2 O
При протекании реакции вправо глинозем в виде алюмината натрия переходит в раствор, а при обратном течении реакции образующийся гидротированный Al 2 O 3 , выпадает в осадок.
1. Подготовка боксита к выщелачиванию. Боксит дробят и размалывают до фракций размером 0,05 – 0,15 мм в среде добавляемой щелочи и оборотного раствора щелочи добавляют также немного извести, активизирующей выщелачивание.
2. Выщелачивание. Полученную при помоле пульпу направляют на выщелачивание. Для полного протекания приведенной выше реакции вправо (образования алюмината натрия) необходимы щелочная среда, высокое давление (~ 3МПа), нагрев пульпы до 100 – 240 0 C (в зависимости от сорта боксита) и ее длительное (около 2ч) перемешивание. Такие условия обеспечиваются в автоклавах – сосудах, работающих под давлением. Применяемые автоклавы представляют собой (рис. 2) стальной цилиндрический сосуд диаметром 1,6 – 2,5 и высотой 13,5 – 17,5 м. Давление в автоклаве 2,5 – 3,3 МПа, пульпу подают сверху, снизу через патрубок 2 с барботером 3 – пар, который нагревает и перемешивает ее. Из автоклава пульпа выдавливается через трубу 1.
Пульпу обычно пропускают через батарею из 6 – 10 последовательно установленных автоклавов, где в течение ~ 2 ч содержащийся в пульпе в виде Al 2 O 3 , H 2 O, Al 2 O 3 , 3H 2 O и Al 2 O 3 глинозем реагирует со щелочью (реакция приведена выше), переходя в Na 2 O . Al 2 O 3 . В первый автоклав пульпу падают насосом, предварительно подогрев до ~ 150 0 С, из последнего автоклава пульпа попадает в два автоклава-испарителя, в которых давление снижается до атмосферного. Продуктом является автоклавная пульпа, состоящая из алюминатного раствора (содержащего Na 2 O . Al 2 O 3) и шлама (осадка, в который выпадают остальные примеси боксита).
3. Разделение алюминатного раствора и шлама после разбавления пульпы водой производят в сгустителях (отстойниках) – сосудах диаметром 15 – 50 м, на дне которых оседает шлам, а через верх сливается отстоявшийся алюминатный раствор. Его дополнительно пропускают через фильтры и направляют на следующую операцию - декомпозицию. Получаемый красный шлам (окраску ему придают частицы F 2 O 3) идет в отвал, шлам содержит, %:
Al 2 O 3 12-18, SiO 2 6-1, F 2 O 3 44-50, CaO. 8-13
4. Разложение алюминатного раствора, называемое декомпозицией или выкручиванием проводят с целью перевести алюминий из раствора в осадок в виде Al 2 O 3 , 3H 2 O, для чего обеспечивают течение приведенной выше реакции выщелачивания влево, в сторону образования Al 2 O 3 , 3H 2 O. Чтобы указанная реакция шла влево, необходимо понизить давление, разбавить и охладить раствор, ввести в него затравки и пульпу для получения достаточного крупных кристаллов Al 2 O 3 , 3H 2 O перемешивать в течении 50-90 ч.
Этот процесс осуществляют в серии установленных последовательно и соединенных перепускными сифонами декомпозеров, через которые последовательно проходит пульпа. В серии устанавливают 10-11 декомпозеров с механическим перемешиванием или 16-28 декомпозеров с воздушным перемешиванием пульпы.
5. Отделение кристаллов гидроксида алюминия от раствора и классификация кристаллов по крупности. После декомпозиции пульпа поступает в сгустители, где гидроксид отделяют от раствора. Полученный гидроксид в гидросепараторах разделяют на фракцию с размером частиц 40-100 мкм и мелкую фракцию, которую используют в качестве затравки при декомпозиции. Крупную фракцию промывают, фильтруют и направляют на кальцинацию.
6. Кальцинацию или обезвоживание гидроксида алюминия осуществляют в футерованных шамотом трубчатых вращающихся печах диаметром 2,5-5 и длиной 35-110 м, отапливаемых природным газом или мазутом. Гидроксид медленно перемешается вдоль вращающегося барабана навстречу потоку 200-300 0 С в месте загрузки до ~ 1200 0 С вблизи горелки у идет реакция: Al 2 O 3 , 3H 2 O = Al 2 O 3 + , 3H 2 O, заканчивающаяся при 900 0 С. Продуктом является глинозем Al 2 O 3 (порошок белого цвета).
Извлечение глинозема при использовании описанного способа Байера составляет около 87%. ,
Способ спекания
Способ применяют для получения глинозема из высококремнистых бокситов с кремниевым модулем менее 5-7 и из нефелиновых руд; способ пригоден также для переработки любого алюминиевого сырья.
Сущность способа заключается в получении твердых алюминатов путем их спекания при высоких (~ 1300 0 С) температурах и в последующем выщелачивании полученного спека.
Получение глинозема из бокситов. Основные стадии этого процесса следующие.
Подготовка к спеканию. Боксит и известняк после дробления измельчают в мельницах в среде оборотного содового раствора с добавкой свежей соды, получая пульпу с влажностью 40%.
Спекание ведут в отапливаемых трубчатых вращающихся печах диаметром до 5 и длиной до 185 м. Температура в печи повышается от 200 -300 0 С в месте подачи пульпы до ~ 1300 0 С в разгрузочном конце у горелки. При нагреве оксид алюминия превращается в водорастворимый алюминат натрия:
Al 2 O 3 + Na 2 CO 3 = Na 2 O . Al 2 O 3 + CO,
а кремнезем связывается в малорастворимые силикаты: SiO 2 + 2CaO = 2CaO . SiO 2 . С содой реагирует также боксита, образуя Na 2 O . Fe 2 O 3 . Эти химические соединения спекаются, образуя частично оплавленные куски – спек.
После обжиговой печи спек охлаждают в холодильниках, дробят до крупности 6 -8 мм и направляют на выщелачивание.
Выщелачивание ведут горячей водой проточным методом в аппаратах различной конструкции: диффузорах (цилиндрических сосудах, куда порциями загружают и выгружают спек), в конвейерных выщелачивателях и др. Наиболее совершенными являются трубчатые выщелачиватели непрерывного действия (рис.3). Загружаемый через бункер 1 в сосуд высотой 26 м спек благодаря непрерывной выгрузке секторными разгружателями 2 движется вниз и промывается встречным потоком воды. В воде растворяется алюминат натрия, вода разлагает феррит натрия Na 2 O . Fe 2 O 3 и Fe 2 O 3 выпадает в осадок. Продуктами выщелачивания являются алюминатный раствор и красный шлам, содержащий Fe 2 O 3 , Al 2 O 3 , SiO 2 , CaO. В алюминатный раствор переходит немного кремнезема в виде гидросиликатов, в связи с чем раствор подвергают обескремниванию.
Обескремнивание алюминатного раствора осуществляют в батарее автоклавов длительной (~ 2,5 ч) выдержкой при температуре 150 - 170 0 С. В этих условиях вырастают кристаллы нерастворимого в воде соединения Na 2 O . Al 2 O 3 . 2SiO 2 , 2H 2 O(иногда к раствору добавляют известь, в этом случае образуются кристаллы CaO , Al 2 O 3 . 2SiO 2 , 2H 2 O). Из автоклавов выходит пульпа, состоящая из алюминатного раствора и осадка – белого шлама. Далее раствор отделяют от белого шлама путем сгущения и фильтрации. Белый шлам идет в шихту для спекания, а раствор направляют на карбонизацию.
Карбонизацию проводят с целью выделения алюминия в осадок Al 2 O 3 . 3H 2 O(карбонизация заменяет декомпозицию в способе Байера). Карбонизацию осуществляют в сосудах цилиндрической или цилиндроконической формы объемом до 800 м 3 пропусканием через раствор отходящих газов спекательных печей, содержащих 10 -14% CO 2 . Газы перемешивают раствор, а разлагает алюминат натрия:
Na 2 O . Al 2 O 3 + CO 2 + 3H 2 O = Al 2 O 3 . 3H 2 O + Na 2 CO 3
и гидроксид алюминия выпадает в осадок.
Далее проводят те же технологические операции, что и в способе Байера: отделение Al 2 O 3 . 3H 2 Oот раствора и кальцинацию – обезвоживание гидроксида алюминия прокаливанием в трубчатых печах с получением глинозема Al 2 O 3 .
Примерный расход материалов на получение 1 т глинозема, т: боксита 3,2 – 3,6; известняка 1,35; извести 0,025; кальцинированной соды 0,19; условного топлива 1,1 – 1,2; электроэнергии ~800 кВт т.
Получение глинозема из нефелинов. Нефелиновый концентрат или руду и известняк после дробления размалывают в водной среде, получая пульпу для спекания. В связи с наличием в составе нефелина щелочей не требуется добавок в шихту соды.
Спекание производят в отапливаемых трубчатых вращающихся печах диаметром 3 – 5 и длиной до 190 м; пульпу заливают в печь со стороны газов, где температура равна 200 – 300 0 С, а в разгрузочном конце она достигает 1300 0 С. В процессе нагрева нефелин взаимодействует с известняком:
(Na, K) 2 O.Al 2 O 3 . 2SiO 2 + 4 CaCO 3 = (Na, K) 2 O . Al 2 O 3 + 2(2CaO . SiO 2) + 4CO 2
В результате этой реакции входящие в состав нефелина Na 2 O и K 2 Oобеспечивают перевод глинозема в водорастворимые алюминаты, а CaOсвязывает кремнезем в малорастворимый двухкальциевый силикат. Получаемый спек охлаждают в холодильниках и дробят.
Выщелачивание нефелинового спека совмещают с его размолом и проводят в шаровых или стержневых мельницах в среде горячей воды со щелочным раствором, получаемым после карбонизации. В процессе выщелачивания алюминаты растворяются в воде и остается известково-кремнистый шлам, который идет на производство цемента.
Обескремнивание алюминатного раствора проходит в две стадии. Первую проводят в автоклавах в течении 1,5-2 ч при температуре 150-170 0 С; при этом в осадок выпадают содержащие кремнезем алюмосиликаты, этот осадок идет а шихту для спекания.
Вторую часть алюминатного раствора дополнительно обескремнивают в мешалках с добавкой извести при ~ 95 0 С в течении 1,5-2 ч. При этом в осадок выпадает известковосиликатный шлам и обеспечивается глубокое обескремнивание алюминатного раствора. Затем этот раствор подвергают кальцинации, получая в осадке гидроксид алюминия и глубоко обескремненный содовый раствор, из которого далее в содовом цехе получают поташ (K 2 CO 3) и кальцинированную соду (Na 2 CO 3); глубокое обескремнивание необходимо для получения этих товарных продуктов.
Кальцинация. Гидроксид алюминия после обеих ветвей переработки алюминатного раствора подвергают промывке и фильтрации и затем направляют на кальцинацию (обезвоживание), которую проводят так же, как в способе Байера, получая глинозем.
Примерный расход материалов на получении 1т глинозема из нефелинов, т: нефелина 4; известняка 7; извести 0,1; условного топлива 1,5; электроэнергии ~ 1000 кВт, ч. При этом получают около 1 т содопродуктов и до 10 т цемента.
5. ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ ПОЛУЧЕНИЕ АЛЮМИНИЯ
Алюминий получают путем электролиза глинозема, растворенного в расплавленном электролизе, основным компонентом которого является криолит. В чистом криолите Na 3 AlF 6 (3NaF . AlF 3) отношение NaF: AlF 3 равно 3, для экономии электроэнергии необходимо при электролизе иметь это отношение в пределах 2,6-2,8, поэтому к криолиту добавляют фтористый алюминий AlF 3 . Кроме того, для снижения температуры плавления в электролит добавляют немного CaF 2 , MgF 2 и иногда NaCl. Содержание основных компонентов в промышленном электролите находится в следующих пределах, %: Na 3 AlF 6 75-90; AlF 3 5-12; MgF 2 2-5; CaF 2 2-4; Al 2 O 3 2-10.
Электролизная ванна или электролизер, где проводят электролиз, имеет в плане прямоугольную форму. Кожух из стальных листов охватывает стены ванны, а у больших ванн выполнен с днищем. Внутри имеется слой шамота и далее стены выложены угольными плитами, а под образован подовыми угольными блоками. Ванна глубиной 0,5-0,6 м заполнен электролитом и находящимся под ним слоем жидкого алюминия.
Угольный анод подвешен на стальных стержнях так, что его нижний конец погружен в электролит, через стержни к аноду подается ток от шин.
Мощность электролизера, определяемая силой подводимого к ней тока, изменяется от 30 кА у ванн малой мощности до 250 кА у ванн большой мощности.
Электролизные ванны с предварительно оббоженными анодами имеют анодный узел, составленный из нескольких угольных или графитированных блоков, расположенных в два ряда. В каждом блоке закреплены четыре стальных ниппеля, соединенных со штангой; это устройство служит для подвода тока и для подвески блока. Сгоревшие блоки заменяют новыми. Над ванной установлен газоулавливаающий короб.
Использование обожженных анодов позволило увеличить единичную мощность ванн и сильно сократить выделение вредных канцерогенных веществ, которые образуются при коксований пека самообжигающихся электронов.
Электронные ванны размещают в цехе в ряд - по несколько десятков ванн в ряду.
Электролиз ведут при напряжении 4-4,3 В и,как отмечалось, при удельной плотности тока, походящего через анод, равной 0,65-1,0 А /см 2 .Толщина слоя электролита в ванне составляет 150-250 мм. Температуру ванны поддерживают в пределах 950-970 0 С за счет тепла, выделяющегося при прохождений постоянного тока через электролит. Такие температуры имеют место под анодом, а на границе с воздухом образуется корка затвердевшего электролита, а у стен ванны - затвердевший слой электролита (гарнисаж).
Необходимая температура ванны, т. е выделение в слое электролита необходимого количества тепла, обеспечивается при определенном электросопротивлении слоя электролита. Такого электросопротивления достигают, поддерживая в заданных пределах состав электролита и толщину его токопроводящего слоя, т. е. расстояния между анодом и слоем жидкого алюминия в пределах 40-60 мм.
При приложении напряжения к катоду и аноду составляющие жидкого электролита подвергаются электролитической диссоциации, и расплав состоит из многочисленных катионов и анионов. Состав электролита подобран так, что в соответствии со значениями потенциалов разряда на электродах могут разряжаться только катионы Al 3+ и анионы O 2- , образующиеся при диссоциации Al 2 O 3 в электролите.
Разряжающийся на катоде алюминий накапливается на подине ванны под слоем электролита. Выделяющийся на аноде с образованием газов CO и CO 2 , т. е. при этом окисляется низ анода, в связи с чем анод периодически опускают. Газы CO и CO 2 выходят из-под анодов вдоль их боковых поверхностей, они содержат выделяющиеся из электролита токсичные фтористые соединения и глиноземную пыль; эти газы улавливают и очищают от пыли и фтористых соединений.
По ходу процесса в ванны периодически загружают глинозем; контролируют состав электролита, вводя корректирующие добавки; с помощью регуляторов поддерживают оптимальное расстояние между анодами и жидким алюминием. Глинозем загружают в ванны сверху, пробирая для этого корку спекшегося электролита с помощью передвигающихся вдоль ванн машин.
Жидкий алюминий извлекают из ванн один раз в сутки или через 2-3 сут с помощью вакуум-ковшей. Вакуум-ковш представляет собой вмещающую 1,5-5 т алюминия футерованную шамотом емкость, в которой создается разряжение ~ 70 кПа. Соединенную с патрубком ковша заборную трубку погружают сверху в слой жидкого алюминия засасывается в ковш.
Выделяющиеся анодные газы вначале направляют в горелки, где сжигают CO и возгоны смолы, а затем в газоочистку, где улавливают пыль и фтористые соединения.
Производительность современных электролизных ванн составляет 500-1200 кг алюминия в сутки. Для получения 1 т алюминия расходуется ~ 1,95 т глинозема, ~ 25 кг криолита, 25 кг фтористого алюминия, 0,5-0,6 т анодной массы, 14-16 МВт, ч электроэнергии. ,
6. РАФИНИРОВАНИЕ АЛЮМИНИЯ
Алюминий, извлекаемый из электролизных ванн, называют алюминием-сырцом. Он содержит металлические и неметаллические примеси, а также газы (водород, кислород, азот, оксиды углерода, сернистый газ). Неметаллические примеси – это механически увлеченные частицы глинозема, электролит, частицы футеровки и др.
Для отчистки от механически захваченных примесей, растворенных газов, а также от Na, Ca и Mg алюминий подвергают хлорированию. Для этого в вакуум-ковш вводят трубку, через которую в течение 10-15 мин подают газообразный хлор, причем для увеличения поверхности соприкосновения газа с металлом на конце трубки крепят пористые керамические пробки, обеспечивающие дробление струи газа на мелкие пузырьки. Хлор энергично реагирует с алюминием, образуя хлористый алюминий AlCl 3 . Пары хлористого алюминия поднимаются через слой металла и вместе с ними всплывают взвешенные неметаллические примеси, часть газов и образующиеся хлориды Na, Ca, Mg и H 2 .
Далее алюминий заливают в электрические печи-миксеры или в отражательные печи, где в течение 30-45 мин происходит его остаивание. Цель этой операции - дополнительное очищение от неметаллических и газовых включений и усреднение состава путем смешения алюминия из разных ванн. Затем алюминий разливают либо в чушки на конвейерных разливочных машинах, либо на установках непрерывно литья в слитки для прокатки или волочения. Таким образом получают алюминий чистотой не менее 99,8% Al.
Алюминий более высокой степени чистоты в промышленном масштабе получают путем последующего электролитического рафинирования жидкого алюминия по так называемому трехслойному методу. Электролизная ванна имеет стенки из магнезита, угольную подину и подвешенные сверху графитированные катоды. На подину через боковое отверстие порциями заливают исходный алюминий, поддерживая здесь анодный слой определенной толщины; выше него располагается слой электролита из фтористых и хлористых солей, а над электролитом – слой очищенного алюминия, который легче электролита; в этот слой погружены концы катодов.
Для того чтобы рафинируемый алюминий находился внизу, его утяжеляют, формируя в анодном слое сплав алюминия с медью. В процессе электролиза ионы Al 3+ перемещаются из анодного слоя через слой электролита в катодный слой и здесь разряжаются. Накапливающийся на поверхности ванны чистый катодный металл вычерпывают и разливают в слитки. Этим способом получают алюминий чистотой 99,95%. Расход электроэнергии равен ~ 18000 кВт, ч на 1 т алюминия. Более чистый алюминий получают методом зонной плавки или дистилляцией через субгалогениды.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Из рассмотренного материала следует, что алюминий является одним из необходимых металлов в промышленности. Металлургия алюминия играет большую роль в развитии современных технологий.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Габриелян О.С. Химия.- М.: Дрофа, 2004 г.
2. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия.- М.: ИКЦ «Академкнига», 2004 г.
3. Кульман А.Г. Общая химия.- М.:" Колос", 1968.
Свойства
Алюминий - элемент главной подгруппы третьей группы третьего периода периодической системы химических элементов Д. И. Менделеева. Атомный номер 13. Обозначается символом Al (лат. Aluminium). Относится к группе лёгких металлов.
Наиболее распространённый металл и третий по распространённости химический элемент в земной коре (после кислорода и кремния). Процент содержания алюминия в земной коре по данным различных исследователей составляет от 7,45 до 8,14 % от массы земной коры.
Важнейшими минералами, содержащими алюминий, являются:
Корунд- Al 2 O 3
Диаспор (бемит) -AlOOH
Шпинель - Al 2 O 3 ·MgO
Гиббсит -Al(OH) 3
Кианит (андалузит, силимонит) - Al 2 O 3 ·SiO 2
Каолин - Al 2 O 3 ·2SiO 2 ·2H 2 O
Основные алюминиевые руды – бокситы, нефелины, алуниты, каолины и кианиты. Содержание глинозёма в промышленных бокситах колеблется от 40 % до 60 % и выше. Используется также в качестве флюса в чёрной металлургии. К числу крупных месторождений бокситов в нашей стране относится Тихвинское (Ленинградская область), Северо-уральское (Свердловская область), Южноуральское (Челябинская область), Тургайское и Краснооктябрьское (Кустанайская область).
Физические свойства
металл серебристо-белого цвета, лёгкий,
плотность - 2,7 г/см³,
температура плавления у технического алюминия - 658 °C, у алюминия высокой чистоты - 660 °C
удельная теплота плавления - 390 кДж/кг,
температура кипения - 2500 °C
твёрдость по Бринеллю - 24…32 кгс/мм²,
высокая пластичность: у технического - 35 %, у чистого - 50 %, прокатывается в тонкий лист и даже фольгу
модуль Юнга - 70 ГПа.
Алюминий обладает высокой электропроводностью (0,0265 мкОм·м) и теплопроводностью (1,24×10−3 Вт/(м·К)), 65 % от электропроводности меди, обладает высокой светоотражательной способностью.
слабый парамагнетик
Алюминий образует сплавы почти со всеми металлами. В сплавах алюминий сохраняет свои свойства. В расплавленном состоянии алюминий жидкотекуч и хорошо заполняет формы, в твердом виде он хорошо деформируется и легко поддается резанию, пайке и сварке. Наиболее известны сплавы с медью и магнием (дюралюминий) и кремнием (силумин)
Сродство алюминия к кислороду очень большое. При его окислении выделяется большое количество тепла (~ 1670000Дж/моль). Тонкоизмельченный алюминий при: нагревании воспламеняется и сгорает на воздухе. Алюминий соединяется с кислородом воздуха и в атмосферных условиях. При этом алюминий покрывается тонкой (толщиной ~ 0,0002 мм) плотной пленкой окиси алюминия, защищающей его от дальнейшего окисления; поэтому алюминий стоек против коррозии. Поверхность алюминия хорошо защищается от окисления этой пленкой и в расплавленном состоянии.
Производство
Основным современным способом производства алюминия является электролитический способ, состоящий из двух стадий. Первая - эти получение глинозема (Аl 2 O 3) из рудного сырья и вторая- получение жидкого алюминия из глинозема путем электролиза.
Способ Байера
Способ Байера - способ выделения глинозема из боксита - основан на выщелачивании, цель которого растворить содержащийся в боксите оксид алюминия Аl 2 O 3 , избежав перевода в раствор остальных составляющих боксита (SiO 2 , Fe 2 O 3 и др.). В основе способа лежит обратимая химическая реакция:
Аl 2 O 3 · n Н 2 O + 2NaOH = Na 2 O · Аl 2 O 3 + (n + 1)H 2 O
При протекании реакции вправо глинозем в виде алюмината натрия переходит в раствор, а при обратном течении реакции образующийся гидратированный Аl 2 O 3 выпадает в осадок.
1. Подготовка боксита к выщелачиванию. Боксит дробят и размалывают до фракций размером 0,05-0,15 мм в среде добавляемой щелочи и оборотного раствора щелочи NaOH, добавляют также немного извести, активизирующей выщелачивание.
2. Выщелачивание боксита, заключается его в химическом разложении от взаимодействия с водным раствором щелочи; гидраты окиси алюминия при взаимодействии со щелочью переходят в раствор в виде алюмината натрия:
AlOOH+NaOH → NaAlO 2 +H2O
Al(OH) 3 +NaOH → NaAlO 2 +2H 2 O;
SiO 2 +2NaOH → Na 2 SiO 3 +H 2 O;
В растворе алюминат натрия и силикат натрия образуют нерастворимый натриевый алюмосиликат; в нерастворимый остаток переходят окислы титана и железа, предающие остатку красный цвет; этот остаток называют красным шламом. По окончании растворения полученный алюминат натрия разбавляют водным раствором щелочи при одновременном понижении температуры на 100 °С.
Выщелачивание производится в автоклавах - сосудах, работающих под давлением. Продуктом является автоклавная пульпа, состоящая из алюминатного раствора (содержащего Na 2 O · Аl 2 O 3) и шлама (осадка, в который выпадают остальные примеси боксита).
3. Отделение алюминатного раствора от красного шлама обычно осуществляемого путем промывки в специальных сгустителях; в результате этого красный шлам оседает, а алюминатный раствор сливают и затем фильтруют (осветляют).Получаемый красный шлам (окраску ему придают частицы Fe 2 O 3) идет в отвал, шлам содержит, %: Аl 2 O 3 12-18, SiO 2 6-11, Fe 2 O 3 44-50, CaO 8-13.
4. Разложение алюминатного раствора , называемое также декомпозицией или выкручиванием, проводят с целью перевести алюминий из раствора в осадок в виде Аl 2 O 3 · 3 Н 2 O, для чего обеспечивают течение приведенной выше реакции выщелачивания влево, в сторону образования Аl 2 O 3 · 3 Н 2 O. Чтобы указанная реакция шла влево, необходимо понизить давление (до атмосферного), разбавить и охладить раствор, ввести в него затравки (мелкие кристаллы гидрооксида алюминия) и пульпу для получения достаточно крупных кристаллов Аl 2 O 3 · 3 Н 2 O перемешивать в течение 50-90 ч. Так как этот процесс протекает медленно и неравномерно, а формирование и рост кристаллов гидроокиси алюминия имеют большое значение при ее дальнейшей обработке, в декомпозеры добавляют большое количество твердой гидроокиси - затравки:
Na 2 O·Al 2 O 3 + 4H 2 O → Al(OH) 3 +2NaOH;
5. Отделение кристаллов гидрооксида алюминия от раствора и классификация кристаллов по крупности. После декомпозиции пульпа поступает в сгустители, где гидрооксид отделяют от раствора. Полученный гидрооксид в гидросепараторах разделяют на фракцию с размером частиц 40-100 мкм и мелкую фракцию (размером < 40 мкм), которую используют в качестве затравки при декомпозиции. Крупную фракцию промывают, фильтруют и направляют на кальцинацию.
6. Обезвоживания гидроокиси алюминия (кальцинации) ; это завершающая операция производства глинозема; ее осуществляют в трубчатых вращающихся печах, а в последнее время также в печах с турбулентным движением материала при температуре 1150-1300 °С; сырая гидроокись алюминия, проходя через вращающуюся печь, высушивается и обезвоживается, проходя через вращающуюся печь, высушивается и обезвоживается; при нагреве происходят последовательно следующие структурные превращения:
Al(OH) 3 → AlOOH→ γ-Al 2 O → α-Al 2 O 3
В окончательно прокаленном глиноземе содержится 30-50% α- Al 2 O 3 (корунд), остальное γ- Al 2 O 3 .
Извлечение глинозема при использовании описанного способа Байера составляет около 87 %. На производство 1 т глинозема расходуют 2,0-2,5 т боксита, 70-90 кг NaOH, около 120 кг извести, 7-9 т пара, 160-180 кг мазута (в пересчете на условное топливо) и около 280 кВт · ч электроэнергии.
Заочная форма обучения. Курс - Металлургия цветных металлов
Краткий конспект
Подготовка сырья к металлургическому производству
Металлургия меди
Металлургия цинка
Металлургия алюминия
Все металлы делят на две группы: черные и цветные.
К группе черных металлов относят железо, а также марганец (Mn), ванадий (V) и хром (Cr).
Все остальные металлы составляют группу цветных.
В свою очередь цветные металлы подразделяются на следующие подгруппы по физико-химическим свойствам:
а)тяжелые цветные металлы (плотность больше 5 г/см 3): Cu(медь), Ni (никель), Pb (свинец), Sn(олово), Zn(цинк), Cd(кадмий),Co (кобальт), As (мышьяк), Sb (сурьма);
б) легкие цветные металлы (плотность до 5 г/см 3): Al(алюминий), Mg (магний), Na (натрий), а также Be (бериллий),Li (литий), Ba(барий), Ca (кальций), Sr (стронций), K(калий), Ti (титан), Zr(цирконий);
в)благородные металлы: Au(золото), Ag (серебро), Pt платина), Os(осьмий), Ir (иридий), Rh (родий),Ru (рутений), Pd (палладий);
г)редкие металлы, которые подразделяются на:
- тугоплавкие (температура плавления более 1873 К): Hf (гафний), Nb(ниобий), Ta (тантал), Mo (молибден), W(вольфрам), Re(рений);
- рассеянные: Ga ( галлий), Tl (таллий), Ge (германий), Se(селен), Te (теллур),In (индий), Rb(рубидий), Cs (цезий);
- редкоземельные: Sc (скандий), Y(иттрий), La (лантан) и лантаноиды (14 элементов от церия до лютеция);
- радиоактивные: Ra (радий), Ac (актиний), актиноиды (торий, протактиний, уран и заурановые элементы), полоний.
Следует иметь в виду, что редкие металлы не обязательно содержатся в земной коре в малых количествах. Металлы этой подгруппы получили название «редкие» главным образом потому, что они рассеяны в большом количестве других пород. Отсюда невелика концентрация этих металлов в рудах, а месторождения руд редких металлов имеют небольшие размеры (запасы).
Исходным сырьём для производства абсолютного большинства металлов являются минеральные образования, добываемые из земной коры, - руды.
Рудой называется горная порода, содержащая металл в такой форме и в таком количестве, что его экономически выгодно извлекать на данном уровне развития техники.
Руда любого металла состоит обычно из двух основных частей: рудного минерала , представляющего химическое соединение металла с другим (другими) элементом, механически перемешанного с соединениями, не содержащими данного металла - пустой породой.
руда = рудный минерал + пустая порода.
Все рудные минералы (более 3000) по вещественному составу подразделяются на:
I группа самородные (золото, платина, S, углерод)
II группа сульфидные – это минералы, в состав которых входит сера.
III группа несульфидные (окисленные), которые подразделяются на:
1) окислы (Fe 3 O 4 – магнетит, SiO 2 – кварц, SnO 3 – касситерит)
2) силикаты (цирконий ZrSiO 4)
3) карбонаты (РbСО 3 – церрусит)
IV группа смешанные
Таким образом, npoцecc получения металла из руды включает две последовательные операции:
а) отделение рудного минерала от пустой породы – это достигается в процессе обогащения на обогатительных фабриках;
б) отделение металла от элемента, с которым он образует химическое соединение – это происходит в пиро- или гидрометаллургических процессах на металлургических предприятиях.
Характеристика руд цветных металлов
1. Руды цветных металлов являются комплексным сырьем. В рудах цветных металлов, наряду с основными металлами (медью, свинцом, цинком, никелем, кобальтом, молибденом, вольфрамом, висмутом), присутствуют золото, серебро, кадмий, индий, селен, теллур, рений, таллий, галлий, редкие земли, сера, барит, флюорит, кварц и другие элементы и минералы. Основная масса (80–85 %) цветных металлов в рудах представлена сульфидными минералами. Благородные металлы и примеси присутствуют в рудах главным образом в виде изоморфных примесей и тонкодисперсных включений в минералы основных и сопутствующих полезных компонентов. Несульфидные минералы представлены оксидами, силикатами, карбонатами, фосфатами и другими породными минералами в различном их соотношении.
цинка. Содержания сопутствующих металлов при этом оцениваются обычно десятыми, сотыми и тысячными долями процента. Постоянный рост производства и потребления основных цветных металлов (меди, свинца, цинка, никеля) сопровождается непрерывным снижением их содержания в перерабатываемых рудах. Например, среднее содержание меди в медных рудах за последние 90 лет уменьшилось в 10 раз и составляет в настоящее время около 1,3 %.
3. Руды цветных металлов весьма разнообразны и изменчивы по химическому и минеральному составу, характеру вкрапленности и степени окисленности, крепости, дробимости, измельчаемости, обогатимости. Различные сочетания свойств руд создают большое многообразие их типов и разновидностей, отличающихся между собой важными технологическими свойствами по отношению к процессам дробления, измельчения, обогащения и др.
4. Руды цветных металлов отличаются сложными горно-геологическими условиями залегания. Месторождения цветных металлов обычно отличаются сравнительно небольшими запасами, сложностью и разобщенностью рудных тел, весьма крепкими рудами и вмещающими породами, предопределяющими большую трудоемкость при их разработке.
5. Руды ЦМ отличает тонкая дисперсная связь ценных компонентов с вмещающими горными породами и между собой. Как правило, руды ЦМ требуют хорошего измельчения, чтобы разрушить эти связи.
Цель подготовки руд к металлургическому переделу
Перерабатываемые в металлургическом переделе руды должны иметь:
Оптимальный состав пустой породы;
Минимальное содержание вредных примесей;
Требуемый для данной технологии гранулометрический состав руды;
Максимальную однородность химического и гранулометрического составов рудного материала.
Добытые из недр земли руды, как правило, не отвечают этим требованиям и нуждаются в предварительной обработке, представляющей часто целый комплекс специальных операций.
Обогащением руды называется комплекс процессов, с помощью которых от руды существующими физическими и физико-химическими методами отделяют минералы пустой породы.
В результате обогащения происходит:
1. концентрация ценного компонента в десятки, сотни раз;
2. с помощью обогащения удаляются вредные примеси из концентратов, что облегчает металлургический или другой последующий передел;
3. сокращаются затраты на перевозки материала потребителю (за счет сокращения общей массы продукта);
4. переработка обогащенного материала производится с большим эффектом (увеличивается производительность последующего передела, уменьшается расход топлива и электроэнергии, снижаются потери ценного компонента с отходами производства, повышается извлечение).
Продуктами обогащения являются :
концентрат - материал, содержащий полезного минерала больше, чем его было в исходной руде. При обогащении многокомпонентных полезных ископаемых получают 2 и более концентратов. Концентраты должны удовлетворять ГОСТу или техническим условиям.
хвосты - материал, состоящий в основном из пустой породы и содержащий небольшое количество полезного минерала. Это отход обогащения. Но отвальные хвосты удается получить не всегда. Если хвосты содержат много полезного минерала, их подвергают повторному обогащению один или несколько раз, в результате чего получают отвальные хвосты и продукт, обогащенный полезным минералом. Это продукты более бедные, чем основные концентраты. Они занимают по содержанию полезного элемента промежуточное положение между концентратом и хвостами – и называются промежуточными продуктами (промпродукты), которые подвергаются дополнительному обогащению.
Обогатительная фабрика – это промежуточное звено между рудником и металлургическим заводом. Мощность фабрики определяется обычно количеством переработанной руды и бывает различна - от десятков тыс. т до нескольких млн. т в год.
Руда различной крупности (D = 1500-2000 мм – характерна для открытых горных работ, D = 500-600 мм – характерна для подземных горных работ), поступающая с рудника, на обогатительной фабрике проходит различные процессы, которые по своему назначению можно разделить на:
Подготовительные;
Собственно обогатительные;
Вспомогательные.
Подготовительные процессы включают, прежде всего, операции уменьшения размеров кусков руды: дробление и измельчение и связанные с ними грохочение и классификацию. Конечная крупность измельчения определяется крупностью вкрапленности минералов, которые надо раскрыть. Именно это позволяет выделить их в самостоятельный продукт. В зависимости от технологии конечная крупность минеральных частиц может достигать от 2-3 мм до 40 микрон. Операции грохочения и классификации позволяют отделить крупные куски минералов от мелких.
К собственно обогатительным процессам относятся процессы разделения рудных минералов и пустой породы и выделения их в отдельные продукты. Основаны эти процессы на различных физических свойствах рудных минералов и минералов пустой породы – цвете, блеске, магнитных свойствах, электропроводности, плотности, смачиваемости и т.д. К этим процессам относятся гравитационное обогащение, флотация , магнитная и электрическая сепарация и другие процессы. Задача основных процессов обогащения − разделить полезный минерал и пустую породу. Это и является обогатительным процессом.
Основные группы обогатительных процессов:
1) Гравитационные методы обогащения. Это разделение минеральных частиц, как правило, в потоке воды, основанное на различной плотности минералов. Этот метод является основным для обогащения золотосодержащих, платиновых, вольфрамовых и оловянных руд.
2) Флотация – разделение минеральных частиц, основанное на их различной смачиваемости водой. Это основной метод при обогащении медных, цинковых, свинцовых, молибденовых, никелевых руд.
3) Магнитное обогащение – разделение минеральных частиц в магнитном поле, основанное на различных магнитных свойствах минералов. Это основной метод при обогащении железных руд и руд редких металлов.
4) Электрическое обогащение – основано на разной электропроводности минеральных частиц.
5) Радиометрическое обогащение – основано на различной радиоактивности разделяемых минералов - естественной или наведенной.
Вспомогательные процессы. Поскольку большая часть основных методов проводится в воде, продукты, получаемые в результате, содержат много влаги - до 80%. Требования пирометаллургического производства – от 5 до 10% влажности, поэтому на обогатительных фабриках товарная продукция подвергается обезвоживанию с помощью трех последовательно идущих операций:
1) Сгущение
2) Фильтрация
Совокупность и последовательность операций, которым подвергается руда при обогащении, путь движения руды и продуктов обогащения от одной операции к другой называются технологической схемой обогащения.
Итак, в результате обогащения руды получаем продукт, поступающий на металлургическое производство – концентрат. Концентрат содержит металла гораздо больше (в десятки раз), чем исходная руда, что позволяет его перерабатывать с большей эффективностью.
Основные алюминиевые руды: бокситы, нефелины, алуниты, каолины, из которых наибольшее значение имеют бокситы, содержащие 40-60% глинозема, остальное - оксиды железа, кремния, кальция, титана и др. примесей. В нефелинах, алунитах и каолинах содержится 20-30% глинозема (А1 2 0 3).
Алюминий получают в 2 стадии: получение глинозема (А1 2 0 3) из алюминиевых руд и получение алюминия электролизом из глинозема.
Около 95% всего глинозема получают из бокситовых руд. Боксит - алюминиевая руда,_состоящая из гидрооксидов алюминия, оксидов железа, титана и кремния.
Технология получения металлического алюминия включает в себя 4 отдельных производства (рис. 2.10).
Рис. 2.10.
В основе способа получения глинозема лежит реакция выщелачивания. При 230-250 °С происходит химическое разложение алюминиевого раствора от взаимодействия с водным раствором щелочи. Гидраты окиси алюминия при взаимодействии со щелочью переходят в раствор в виде алюмината натрия:
В растворе алюминат натрия и силикат натрия выпадают в осадок (нерастворимый натриевый алюмосиликат). В этот осадок переходят окислы титана и железа, предающие ему красный цвет. Поэтому осадок получил название - красный шлам.
При разложении (декомпозиции) полученных растворов происходит обратная реакция - гидролиз алюминатного раствора с образованием кристаллического осадка гидрооксида алюминия. Следовательно, технологический цикл по щелочи замкнут. Затраченная на выщелачивание щелочь восстанавливается при декомпозиции и возвращается в начало процесса для обработки новой порции руды.
Для проведения электролиза глинозем необходимо расплавить, но он имеет очень высокую температуру плавления - 2030 °С, поэтому глинозем растворяют в специальной среде, что позволяет снизить температуру электролиза до 950-1000 °С.
Основным компонентом этой среды служит криолит - двойная соль фторидов алюминия и натрия (NaAlF 6). Для электролиза алюминия необходимо дополнительное количество AlF 3 .
Криолит и фтористый алюминий получают из флотационного концентрата CaF 2 , получаемого при обогащении природного плавикового шпата. В основе кислотного способа получения этих веществ лежат реакции:
Угольные изделия необходимы для подвода тока к электролиту и для футеровки электролизеров. В их состав входят: анодные обожженные блоки (компоновка электродов); анодная масса (формирование непрерывных самообжигающихся анодов); катодные блоки (для футеровки подины электролизера); угольные плиты (футеровка боковых стен электролизеров).
Электролиз проводят в электролизных ваннах-электролизерах.
В ванну из углеродистого материала заливают расплав алюминия (который служит катодом) и электролит, состоящий из криолита, глинозем. Толщина слоя расплава - 250-300 мм. Анодное устройство состоит из угольного анода, погруженного в электролит. Постоянный ток силой 70-75 кА и напряжением 4-5 В подводится для электролиза и разогрева электролита до температуры 1000 °С. Глинозем в электролите диссоциируют; на катоде разряжается ион алюминия и образуется алюминий, а на аноде - ион кислорода, в результате чего электроды постепенно сгорают и заменяются новыми. Алюминий собирается на дне ванны под слоем электролита, откуда его периодически откачивают в вакуумный ковш. Полученный электролизом алюминий-сырец содержит металлические и неметаллические примеси, газы, поэтому его рафинируют продувкой хлором.
Продувку хлором ведут в вакуумном ковше. Для этого ковш со снятой крышкой помещают под колпак вытяжной вентиляции. В расплав алюминия вводят трубку, по которой подают газообразный хлор. Пузырьки хлора, всплывая, захватывают взвешенные неметаллические примеси, хлориды металлов и хлористый водород. Всплывшую пену удаляют.
После обработки хлором алюминий (из различных электролизеров) сливают в отражательные печи вместимостью до 25 т и выдерживают несколько часов. Цель этой операции - усреднение состава алюминия и дополнительная очистка металла. Далее алюминий выпускают в виде слитков массой от 15 до 1000 кг.
Для получения алюминия высокой чистоты необходимо дополнительное рафинирование по трехслойному методу.
Сущность трехслойного метода состоит в том, что в электролизере создают три слоя расплава: анод - расплав алюминия технической чистоты; катод - расплав очищенного металла; между ними располагается слой, состоящий из сплава хлористого бария с фторидами алюминия и натрия. Для разделения слоев алюминия по удельному весу нижний слой утяжеляют, добавляя в загрязненный алюминий до 40% меди (плотность расплава 3200 кг/м 3).
При рафинировании более электроположительные примеси (Fe, Si, Си) накапливаются в анодном сплаве, а более электроотрицательные (Na, Ва, Са) переходят в электролит.
К атегория:
Производство черных и цветных металлов
Металлургия алюминия, магния и титана
Получение алюминия. По распространенности в природе алюминий занимает первое место среди металлов; его содержание в земной коре составляет 7,45%. В чистом виде алюминий не встречается вследствие своей высокой химической активности, а находится в составе различных соединений, преимущественно окисных. Рудами могут служить лишь такие породы, которые имеют высокое содержание глинозема (А1203) и залегают крупными массами на поверхности земной коры. К таким породам относятся бокситы, нефелины, алуниты и каолины (глины).
Важнейшей алюминиевой рудой являются бокситы, состоящие из гидратов окислов алюминия и железа, кремнезема, соединений кальция, магния и др. В последнее время начали применяться также нефелины и алуниты.
Крупные месторождения бокситов находятся на Урале, в Тихвинском районе Ленинградской области, в Алтайском и Красноярском краях и в других местах СССР . Нефелин входит в состав апатито-не-фелиновых пород (например, на Кольском полуострове); его состав отвечает формуле (К, Na)20 А1203 2Si02.
Технология производства алюминия слагается из двух основных процессов: получение глинозема из руды и получение алюминия из глинозема.
Производство глинозема. Способы получения глинозема делятся на три группы: щелочные, кислотные и электротермические.
Наибольшее распространение имеет мокрый щелочной способ К. И. Байера, разработанный в России и применяемый для переработки высокосортных бокситов с небольшим количеством (до 5-6%) кремнезема. По этому способу боксит подвергают дроблению, размолу и иногда сушке, затем производят выщелачивание глинозема раствором едкого натра в автоклавах (стальных герметических сосудах) при температуре 250° и давлении 25-30 ат. Автоклавы обогреваются острым паром.
Кремнезем, содержащийся в боксите, растворяется в едком натре с образованием силиката натрия (Na2Si03), который взаимодействует с алюминатом натрия, образуя нерастворимый натриевый алюмосиликат, выпадающий в осадок, отделяемый фильтрованием. При этом, чем больше содержание кремнезема в боксите, тем значительнее потери едкого натра и глинозема.
Кристаллическая гидроокись, отделенная фильтрованием, тщательно промывается и затем подвергается обезвоживанию (кальцинации) в трубчатых вращающихся печах длиной до 70 м. В этих печах гидроокись алюминия проходит последовательно этапы сушки (при 200°), обезвоживания (950°), прокаливания (1200°) и охлаждения, в результате чего гидратная влага удаляется и получается глинозем (А1203). Раствор после отделения гидроокиси алюминия подвергается регенерации и полученный при этом едкий натр снова используется для выщелачивания новых порций боксита. Для получения одной тонны глинозема расходуется около 2,5 т боксита, до 200 кг едкого натра и до 120 кг извести, применяемой при регенерации едкого натра.
Далее алюминат натрия выщелачивают водой, полученный алюми-натный раствор отфильтровывают от остальных соединений и разлагают при нагревании до 80° углекислотой, причем в осадок выделяется гидроокись алюминия, а в растворе образуется сода, которая снова используется для работы. Глинозем из гидроокиси получается путем прокаливания, так же как и при мокром щелочном способе.
Для получения глинозема из нефелина применяется спекание нефелина только с известняком, так как в составе нефелина имеются NaaO и К20. В остальном переработка полученного спека подобна рассмотренной выше.
Рис. 1. Схема ванны для электролиза глинозема
Процесс идет при температуре 935-950°. Жидкий алюминий собирается на подине ванны. Расплавленный электролит покрыт сверху застывшей коркой, предохраняющей его от быстрого охлаждения.
Потенциал разложения глинозема (1,7 в) меньше, чем криолита (3,7 в), поэтому при прохождении тока через электролит он разлагается; при этом на аноде выделяется кислород, который образует с углеродом СО, а на катоде - алюминий. Убыль глинозема в расплаве пополняется загрузкой новых порций, так что содержание глинозема в электролите поддерживается более или менее постоянным (8-10%). Жидкий алюминий удаляется из ванны сифоном или вакуум-ковшом.
Рабочее напряжение ванны 4,3-4,5 в, сила тока 20 000-60 000 а; в настоящее время сооружаются ванны с силой тока до 140 000 а.
В ванне на 50 000 а за сутки выделяется около 360 кг алюминия; на получение 1 кг алюминия расходуется 17-19 квт-час электроэнергии и около 2 кг глинозема. Электролитический алюминий подвергается последующему рафинированию переплавкой в электрических печах сопротивления с продувкой хлором или путем дополнительного электролитического процесса, при котором анодом является исходный жидкий алюминий, а катодом - рафинированный алюминий, тоже в жидком состоянии. К исходному жидкому алюминию добавляют 25% меди, чтобы увеличить его удельный вес до 3,5. Поверх слоя алюминия располагают слой жидких хлористых и фтористых солей, служащий электролитом (уд. вес 2,7). Выше электролита выделяется около угольных катодов слой рафинированного алюминия высокой чистоты. Процесс ведут при 800°.
Посредством дополнительного электролитического рафинирования.удается довести в отдельных случаях чистоту алюминия до 99,999%. Технический алюминий содержит от 98 до 99,9% А1.
По семилетнему плану (1959-1965 гг.) производство алюминия в нашей стране увеличивается в 2,8 раза.
Получение магния. В чистом виде магний в природе не встречается вследствие своей высокой химической активности. В виде соединений магний широко распространен в природе: он составляет 2,35% от веса земной коры, причем находится не только в твердых породах, но также в морской воде и в воде соленых озер.
В качестве руд для производства магния обычно используют магнезит, содержащий преимущественно карбонат магния (MgC03), доломит с преимущественным содержанием двойного карбоната магния и кальция (MgC03 СаС03), карналлит, содержащий двойной хлорид магния и калия (MgCl2 КС1 6Н20), и бишофит - шестиводный хлорид магния (MgCI2 6Н20), получаемый из морской воды и воды некоторых озер путем испарения и кристаллизации.
В Советском Союзе наибольшее промышленное значение имеют следующие месторождения магниевых руд: магнезита - Саткинское на южном Урале и Халиловское в Оренбургской области; доломита - Жигулевское, Никитовское в Донбассе, Щелковское и Подольское в Московской области и др.; карналлита - Соликамское на Урале; бишофита - озера Сакское и Сасык-Сивашское в Крыму.
Существуют электролитический и термические способы получения магния.
Электролитический способ получения магния. По этому способу сначала получают безводный хлорид магния (MgCl2), который затем подвергают электролизу с целью получения магния.
Получение хлорида магния из бишофита и карналлита производится путем их обезвоживания при медленном нагреве в трубчатых печах (100-180°).‘Получение хлорида магния из каустического магнезита производится путем обработки его при температуре 800-900° газообразным хлором в присутствии углерода в электрической шахт-ной печи: MgO + Cl, + C = MgCl.2 + CO.
Электролиз хЛорида магния производят в плотно закрытых электролитических ваннах (рис. 2).
Рис. 2. Схема магниевого электролизера: 1 - графитовые аноды; 2 - стальные катоды; 3 - огнеупорная перегородка
Аноды изготовляют из графита, катоды - из стали в форме пластин; те и другие расположены в ванне вертикально и параллельно друг другу.
При электролизе на анодах выделяется газообразный хлор, который пузырьками всплывает на поверхность и по хлоропроводам отводится для дальнейшего использования; около катодов выделяется жидкий магний. Удельный вес электролита увеличивается добавкой в него СаС12 так, чтобы он превышал удельный вес магния, поэтому последний всплывает на поверхность электролита, откуда по мере накопления извлекается с помощью вакуумных ковшей. С целью предупреждения взаимодействия хлора с магнием рабочее пространство ванны разделяют на анодное и катодное с помощью огнеупорных перегородок, устанавливаемых между анодами и катодами.
Расход электроэнергии на тонну магния составляет 15 000-17 000 квт-ч.
Рафинирование электролитического магния производится или переплавкой его вместе с рафинирующими флюсами (смесь хлористых солей щелочных и щелочно-земельных металлов) или возгонкой в вакууме (0,1-0,2 мм рт. ст.) при температуре 600°. Таким способом получают магний очень высокой чистоты (99,99% Mg).
Термические способы получения магния. За последние годы термические способы производства магния получили широкое распространение вследствие своей простоты. Сущность термических способов состоит в восстановлении окиси магния нефтяным коксом в герметичной дуговой печи при температуре 1900-2000°. Испаряющийся магний быстро охлаждается до 200°, собирается, очищается путем дистилляции и переплавляется. Таким способом получается чистый магний (99,97% Mg) при расходе электроэнергии около 21 000 квт-ч на тонну металла.
В качестве восстановителя может быть применен также кремний при температуре 1160° и остаточном давлении (при вакууме) около 0,05 мм рт. ст.
Производство титана. Титан обладает высокой прочностью (вдвое прочнее железа), высокой стойкостью в разъедающих средах и небольшим удельным весом (4,5 г/см3), поэтому он является весьма ценным конструкционным металлом.
Титан широко используется в самолетостроении, химической и других отраслях промышленности.
Рудами для получения титана являются рутил (содержащий ТЮ2) и ильменит (содержащий FeTi03). Основным источником ильменита являются титано-магнетитовые руды (смесь ильменита и магнетита - Fe304). Такие руды подвергаются обогащению (мокрому или электромагнитному), в результате которого получаются титановые концентраты. Извлечение титана из руд - трудная задача, так как он при нагреве реагируете кислородом и азотом воздуха, а в расплавленном состоянии и со всеми известными огнеупорами.
Металлургия титана включает следующие процессы:
1) получение в электрической шахтной печи четыреххлористого титана (TiCl4) при нагревании брикетов из смеси титановых концентратов или технической двуокиси титана (ТЮ2) с углем в токе хлора. Четыреххлористый титан после конденсации паров получается в виде загрязненной красноватой жидкости, которую очищают дистилляцией (перегонкой);
2) получение губчатого титана (титановой губки) восстановлением четыреххлористого титана при взаимодействии с магнием в нейтральной атмосфере (аргон или гелий) при температуре в зоне реакции 950- 1000°, регулируемой скоростью подачи хлорида титана.