Применение цветных металлов в промышленности

Цветные металлы и сплавы получили широкое применение в современном машиностроении. Особенно возросла их роль в связи с развитием реактивной техники и атомной энергии, освоением космического пространства и развитием радиоэлектроники.

Широкое применение цветных металлов объясняется их особыми свойствами: высокими электро- и теплопроводностью, коррозионной стойкостью, жаропрочностью, малой плотностью и др. Кроме того, цветные металлы способны образовывать сплавы друг с другом и с черными металлами. Однако они дорогостоящие, и там, где это возможно, их заменяют черными металлами. Цветные металлы обычно делят на четыре группы: тяжелые ‑ медь, никель, свинец, цинк, олово; легкие ‑ алюминий, магний, титан, кальций и др.; благородные ‑ золото, серебро, платина; редкие ‑ молиоден, вольфрам, ванадий, уран и др.

Наибольшее применение в промышленности находят медь, алюминий, цинк, свинец, олово, никель, титан, магний. Расширяется область применения радиоактивных металлов (уран, торий, актиний), обладающих огромной энергией атомного распада. Способы получения цветных металлов весьма разнообразны, технология их производства существенно отличается от технологии получения черных металлов.

 

Производство меди

Медь является ценным техническим металлом. В чистом виде она имеет красный цвет, температура ее плавления 1083 °С, плотность 8,96 т/м³. Медь хорошо проводит электричество и теплоту, отличается пластичностью. В чистом виде медь используется в электро- и радиопромышленности, значительная часть ее идет на изготовление сплавов.

В земной коре медь встречается преимущественно в виде сульфидных и частично в виде окисных руд. Поэтому около 80 % меди выплавляют из сульфидных руд. Наиболее распространенными медными рудами являются медный колчедан, содержащий халькопирит (CuFeS₂), и медный блеск, содержащий халькозин (Cu₂S).

Все медные руды относительно бедные (содержание меди ‑ 1...5%), поэтому их обогащают. Для этих целей чаще всего используют метод флотации, основанный на различной (избирательной) способности тонкоизмельченных частиц рудных минералов и пустой породы смачиваться реагентами. Вместе с пузырьками воздуха, пропускаемого через пульпу (смесь измельченной руды, воды и флотореагентов), на поверхность ванны поднимаются частицы рудных минералов, а большая часть породы идет в осадок и удаляется. Этим методом можно извлечь до 90 % меди, находящейся в руде. Содержание меди в полученных таким образом концентратах ‑ 15...30 %. Затраты на обогащение медных руд перекрываются экономическим эффектом, получаемым при металлургическом производстве за счет снижения расходов на топливо (меньше расплавляется пустой породы), повышения производительности отражательных печей, т. е. в конечном счете за счет снижения себестоимости 1 т меди.

Полученный посредством флотации концентрат содержит также влагу и сернистые соединения. Для удаления влаги и снижения содержания серы применяют обжиг. Последний ведут в специальных печах, в кипящем слое.

Пламенные (отражательные) печи по устройству сходны с мартеновскими. Длина современных печей доходит до 40 м, ширина 6...8 м. В них одновременно плавится более 100 т огарка. Плавка происходит за счет тепла факела пламени, температура в зоне плавления достигает 1450 °С. В печи поддерживается слабоокислительная среда.

В конце плавки на поду печи образуется штейн (Cu2S₄FeS) ‑ расплав с содержанием меди 20...50 %, железа ‑ 20...40 %, серы ‑ 22...25 %, кислорода ‑ до 8% и включающий примеси: золото, серебро, свинец, цинк. Над слоем штейна располагается железистый шлак. Его удаляют, а штейн сливают и направляют в конвертеры для получения черновой меди.

Для получения черновой меди расплавленный штейн (рис. 8.2) через горловину 2 заливают в конвертер горизонтального типа. Длина конвертера ‑ 6...10 м, наружный диаметр ‑ 3...4 м. Фурмы 3 для вдувания воздуха расположены по образующей поверхности конвертера. Расплавленный штейн продувают воздухом (давление воздуха 0,075...0,125 МПа) и подают кварцевый флюс (с содержанием SiO₂ 70...80%) с помощью приспособления 1.

Можно выделить два периода процесса. В первом периоде происходит окисление сульфидов железа и ошлакование оксида железа:

2FeS + 3O₂ + SiO₂=(FeO)₂.SiO₂-2SO₂.

Образовавшийся при этом шлак сливают. Во втором периоде окисляются сульфиды меди:

2Cu₂S + 3O₂ = 2Cu₂O + 2SO₂.

Затем в результате взаимодействия сульфида меди с ее оксидом выделяется черновая медь (Cu₂S + 2Cu₂O = 6Cu-j-SO₂), содержащая 98,5...99,5 % Си. В состав черновой меди входят примеси железа, серы, мышьяка, кислорода и др.

Образующийся газ улавливают и используют для производства серы или серной кислоты. Длительность продувки зависит от вместимости конвертера и содержания меди в штейне. Примеси снижают качество меди, поэтому черновую медь подвергают рафинированию, при этом из нее попутно извлекают благородные металлы.

Рафинирование меди производится огневым и электролитическим способами. Огневое рафинирование меди осуществляется в отражательных печах. Процесс состоит из следующих операций: расплавления, окисления всех примесей, удаления их с газами, а также перевода в шлак. Окисление примесей происходит за счет кислорода воздуха, который подается в жидкий металл. Образовавшиися шлак удаляют и ведут процесс «дразнения» для удаления растворенных газов.

Сначала в расплав погружают сырые жерди (березовые или сосновые), при этом происходит выделение паров воды и газов, а затем используют сухие жерди для раскисления меди. Готовую медь разливают на слитки или анодные пластины. Полученная таким образом медь включает благородные металлы (серебро, золото) и некоторые примеси (мышьяк, сурьму, селен и др.).

Для получения высококачественной меди и выделения из нее других металлов производят электролитическое рафинирование. Для этого черновую медь отливают в виде пластин ‑ анодов, которые погружают в ванну с 12...16 %-м водным раствором медного купороса в серной кислоте. Параллельно анодам подвешивают тонкие листы чистой меди (катоды). При пропускании постоянного тока аноды растворяются и медь осаждается на катодах. За 10... 12 сут на катодной пластине отлагается около 100 кг меди. Катоды через 5... 12 сут выгружают, промывают, переплавляют и разливают в слитки. Расход электроэнергии на 1 т катодной меди составляет 20...400 кВт-ч.

В зависимости от степени чистоты различают пять марок меди (МО, Ml, М2, МЗ, М4) с содержанием меди от 99,95 до 99 %.

 

 

Производство алюминия

Алюминий ‑ один из самый распространенных элементов в природе. Его содержание в земной коре составляет около 8 %.

Чистый алюминий ‑ металл серебристо-белого цвета, температура его плавления 660 °С, плотность 2,7 т/м³. Алюминий обладает высокими электро- и теплопроводностью, уступая по этим свойствам только серебру и меди, пластичностью и малой окисляемостью. Прочность и твердость алюминия относительно невысокие. В прокатанном и отожженном состоянии он очень пластичен, но малопрочен.

Наибольшее применение чистый алюминий получил в электротехнической промышленности для изготовления проводов, кабелей и обмотки. Алюминий и его сплавы широко применяются во многих отраслях промышленности: в авиации, металлургии, пищевой промышленности и др.

Алюминий обладает высокой химической активностью и в свободном состоянии в природе не встречается. Он входит в состав большинства горных пород в виде А1₂Оз и А1(ОН)₃.

Получают алюминий из горных пород с высоким содержанием глинозема: бокситов, нефелинов, алунитов и коалинов. Основным сырьем для получения алюминия являются бокситы (50...60 % глинозема, 1...5% кремнезема, 2...25 оксида железа, 2...4 оксида титана, 10...30 % воды).

Технологический процесс получения алюминия состоит из двух стадий: получения глинозема (А1₂Оз) из руды и производства алюминия из глинозема. В зависимости от состава и свойств исходного сырья применяют различные способы получения глинозема: химико-термические, кислотные и щелочные.

Широко распространены щелочные способы получения глинозема. Наиболее эффективным из них является мокрый щелочный способ. Этим способом перерабатываются бокситы с низким содержанием кремнезема (2...3 %). Боксит при этом сушат, дробят, размалывают в шаровых мельницах и обрабатывают концентрированной щелочью для перевода гидрата оксида алюминия в алюминат натрия:

2Al(OH)3 + 2NaOH = Na₂O-Al2O3-r-4H₂O.

Алюминат натрия (Ыа₂О'А12Оз) переходит в водный раствор, а другие примеси, не растворяющиеся в щелочах, выпадают в осадок и отфильтровываются. Часть кремнезема также переходит в осадок, остальная его часть растворяется в щелочи и загрязняет водный раствор. В связи с этим для очищения раствора требуется повышенный расход едкого натра.

Отфильтрованный водный раствор алюмината натрия поступает в специальные аппараты ‑ самоиспарители, где происходит гидролиз алюмината натрия и выделение гидроксида алюминия:

Na₂O-Al20₃ + 4H₂O = 2NaOH + 2Al(OH)₃.

Полученный гидроксид алюминия направляется на фильтрование, а затем промывается и поступает в печь, где при температуре 1200 °С прокаливается. В процессе прокаливания получают чистый глинозем:

2А1 (ОН) з = А1₂Оз +ЗН₂О.

Выход глинозема из руды при этом способе составляет около 87 %. На производство 1 т глинозема расходуется 2,0...2,5 т бокситов, 70...90 кг NaOH, около 120 кг извести, 7...9 т водяного пара, 160...180 кг мазута (в пересчете на условное топливо) и около 280 кВт-ч электроэнергии.

Глинозем представляет собой прочное химическое соединение, температура его плавления ‑ 2050 °С, кипения ‑ 2980 °С. В этих условиях восстановление алюминия углеродом или его оксидом весьма затруднительно, так как этот процесс заканчивается образованием карбида алюминия (А1₃С₄).

Не представляется возможным получать алюминий с помощью электролиза водного раствора солей, так как в этом "случае на катоде выделяется только водород. Поэтому алюминий получают электролизом из глинозема, растворенного в расплавленном криолите. Процесс происходит в специальных электролизных ваннах. Электролизеры питаются током 50 000... 155 000 А при напряжении 4... 4,5 В. Ток используется не только для обеспечения процесса электролиза глинозема, но и для поддержания температуры электролита в пределах 950... 1000 °С.

Перед началом процесса ванну подогревают и постепенно добавляют криолит. При толщине слоя расплавленного криолита 200...300 мм в ванну загружают глинозем (10...15% от массы криолита). Под воздействием электрического тока на аноде выделяется кислород. Он взаимодействует с углеродом анода, образуя СО и СО₂, которые отводятся из ванны. На дне ванны (катоде; собирается жидкий алюминии, который периодически откачивается с помощью вакуумного ковша, соединенного с вакуумным насосом. По мере необходимости электрод обновляется. Суточная производительность ванны составляет около 350 кг алюминия. Длительность непрерывной работы ванны ‑ 2...3 года. Для производства 1 т алюминия расходуется около 2 т глинозема, 0,7 т анодной массы, 0,1 т криолита и других фторидов и 16... 18 МВт-ч электроэнергии. В структуре себестоимости 1 т алюминия затраты на электроэнергию составляют более 30 %, около 50 % приходится на сырье и основные материалы. В этих условиях рациональное использование сырья и электроэнергии является одним из путей снижения себестоимости производства алюминия.

Для увеличения степени чистоты алюминия его дополнительно подвергают рафинированию. С этой целью алюминий в ковшах вместимостью около 1,25 т подвергают при температуре 650...770°С продувке хлором в течение 10...15 мин. Из алюминия выделяются примеси глинозема, криолита и газы. Рафинированный алюминий разливают в изложницы. Для получения алюминия высокой чистоты применяют электролитическое рафинирование. В этом случае анодом служит подлежащий очистке алюминий, катодом ‑ пластины из чистого алюминия. Расплавы хлористых и фтористых солей используются в качестве электролита.

Рафинирование алюминия возможно и другими способами. Некоторые заводы вторичного алюминия применяют, например, магниевый способ рафинирования.

Для получения алюминия особой чистоты широкое применение получил метод его зонной перекристаллизации, в основе которой лежит неодинаковое распределение примесей алюминия (или другого рафинируемого металла) между жидкой и твердой фазой при частичном расплавлении.

В зависимости от степени чистоты алюминия ГОСТ 11069‑64 нормирован выпуск его марок А995, А99, А95 с содержанием примесей не более 0,005...0,5 % и алюминия особой чистоты А999 (не более 0,001 % примесей).

В цветной металлургии в настоящее время применяют новый, способ комплексной переработки сырья ‑ плавки в «жидкой ванне».

Суть этого способа заключается в следующем: в печь, где идет плавка и температура шлака достигает 1350 °С, подается через фурмы кислород. Через свод печи производят загрузку сырья. Размер частиц может быть от нескольких микрометров до десятка сантиметров (особой подготовки шихты новая технология не требует). Попадая в кипящий, перемешиваемый кислородом шлак, частицы шихты тонут в нем и быстро расправляются. Частицы сульфида меди не смешиваются со шлаком, а «плавают» в нем. Зато однородные частички металла (меди, никеля и др.) сливаются в тяжелые капли и проходят через шлак, образуя под ним слой штейна, который непрерывно выпускается из печи. При плавке в «жидкой ванне» содержание меди в шлаке даже без специального его обеднения составляет всего 0,5...0,6 %, зато в штейне ее содержится до 60 %. Использование кислородного дутья позволяет получить в процессе окисления сульфидов теплоту, достаточную для «самообеспечения» процесса плавки без расхода топлива.

Выброс отходящих газов в 10 раз ниже, нежели при плавке сульфидных руд по обычной технологии. Эти газы содержат до 60 % диоксида серы и могут использоваться для получения серы, которая извлекается способами, уже освоенными промышленностью.

Удельная производительность печи для плавки в «жидкой ванне» превышает производительность отражательной печи более чем в 15 раз. При этом резко облегчаются условия труда и уменьшается загрязнение окружающей среды отходами производства цветных металлов.

 

 

 

ЛИТЕРАТУРА

 

Основная литература

1. Производственные технологии: Учебник. /Под ред. В.В. Садовского. –Минск: БГЭУ, 2008.

2. Производственные технологии (общие основы), ч.1, ч.2: Учебно-практическое пособие /Самойлов М.В., Кохно Н.П., Ковалев А.Н., Миронович И.М. – Минск: БГЭУ, 2004.

 

 

Дополнительная литература

1. Национальная экономика Беларуси: Потенциалы. Хозяйственные комплексы. Направления развития. Механизмы управления: Учеб. пособие / В.Н. Шимов и др.; Под общ. ред. В.Н. Шимова. – Минск: БГЭУ, 2005.

2. Самойлов, М.В. Производственные технологии: учебное пособие/М.В. Самойлов, Н.П. Кохно, А.Н. Ковалев– Минск: Книжный Дом, 2006.

3. Производственные технологии: лабораторный практикум / М.В. Самойлов, И.А. Мочальник, Н.П. Кохно, В.В. Паневчик – Минск: БГЭУ, 2000.

4. Самойлов, М.В. Технологические методы решения экологических проблем/ М.В. Самойлов, В.В. Паневчик, Н.П. Кохно – Минск: БГЭУ, 1996.