Автор: Пользователь скрыл имя, 10 Декабря 2014 в 23:21, контрольная работа
«Производство цветных металлов» - промышленное значение цветных металлов очень велико и особенно возросло с развитием радиоэлектроники, атомной энергетики, освоением космического пространства. Наиболее массовыми металлами являются медь, цинк, свинец, олово, алюминий, никель, магний, титан
Введение
«Производство цветных металлов» - промышленное значение цветных металлов очень велико и особенно возросло с развитием радиоэлектроники, атомной энергетики, освоением космического пространства. Наиболее массовыми металлами являются медь, цинк, свинец, олово, алюминий, никель, магний, титан. Методы производства цветных металлов очень разнообразны. Многие металлы получают пирометаллургическим способом с проведением избирательной восстановительной или окислительной плавки. Ряд металлов получают гидрометаллургическим способом с переводом их в растворимые соединения и последующим выщелачиванием. Для получения некоторых металлов применяют металлотермические процессы, используя в качестве восстановителей производимых металлов другие металлы с большим сродством к кислороду.
Производство меди
Для получения меди применяют медные руды, а также отходы меди и её сплавы. В рудах содержится 1 – 6% меди. Руду, содержащую меньше 0,5% меди, не перерабатывают, так как при современном уровне техники извлечение из неё меди нерентабельно. В рудах медь находится в виде сернистых соединений (CuFeS2 – халько-пирит, Cu2S – халькозин, CuS – ковелин), оксидов (CuO, CuO) и гидрокарбонатов [CuCO3·Cu(OH)2,2CuCO3·Cu(OH)2] Пустая порода руд состоит из пирита (FeS2), кварца (SiO2), различных соединений содержащих Al2O3, MgO, CaO, и оксидов железа. В рудах иногда содержится значительные количества других металлов (цинк, золото, серебро и другие). Известны два способа получения меди из руд:
- гидрометаллургический;
- пирометаллургический.
Гидрометаллургический не нашел своего широкого применения из-за невозможности извлекать попутно с медью драгоценные металлы. Пирометаллургический способ пригоден для переработки всех руд и включает следующие операции (рисунок 43):
Подготовка руд к плавке.
Подготовка руд заключается в проведении обогащения и обжига. Обогащение медных руд проводят методом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий до 35% меди и до 50% серы. Концентраты обжигают обычно в печах кипящего слоя с целью снижения содержания серы до оптимальных значений. При обжиге происходит окисление серы при температуре 750 – 800 °С, часть серы удаляется с газами. В результате получают продукт, называемый огарком.
Плавка на штейн
Плавку на штейн ведут в отражательных или электрических печах при температуре 1250 – 1300 °С. В плавку поступают обожженные концентраты медных руд, в ходе нагревания которых протекают реакции восстановления оксида меди и высших оксидов железа
6CuO + FeS = 3Cu2O + FeO + SO2
FeS + 3Fe3O4 + 5SiO2 = 5(2FeO·SiO2) + SO2 В результате взаимодействия Cu2O с FeS образуется Cu2S по реакции: Cu2O + FeS = Cu2S + FeO
Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют штейн, а расплавленные силикаты железа, растворяя другие оксиды, образуют шлак. Штейн содержит 15 – 55% Cu; 15 – 50% Fe; 20 – 30% S. Шлак состоит в основном из SiO2, FeO, CaO, Al2O3. Штейн и шлак выпускают по мере их накопления через специальные отверстия.
Конвертирование штейна
Конвертирование штейна осуществляется в медеплавильных конвертерах (рисунок 44) путем продувки его воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди. Конвертеры имеют длину 6 – 10 м и наружный диаметр 3 – 4 м. Заливку расплавленного штейна, слив продуктов плавки и удаление газов осуществляют через горловину, расположенную в средней части корпуса конвертера. Для продувки штейна подается сжатый воздух через фурмы, расположенные по образующей конвертера. В одной из торцевых стенок конвертера расположено отверстие, через которое проводится пневматическая загрузка кварцевого флюса, необходимого для удаления железа в шлак. Процесс продувки ведут в два периода. В первый период в конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс. В этом периоде протекают реакции окисления сульфидов
2FeS + 3O2 = 2Fe + 2SO2,
2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2
Образующаяся закись железа взаимодействует с кварцевым флюсом и удаляется в шлак
2FeO + SiO2 = (FeO)2·SiO2
По мере накопления шлака его частично сливают и заливают в конвертер новую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна в конвертере. Во втором периоде закись меди взаимодействует с сульфидом меди, образуя металлическую медь
2Cu2O + Cu2S = 6Cu + SO2 Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащую 98,4 – 99,4% Cu. Полученную черновую медь разливают в плоские изложницы на ленточной разливочной машине.
Рафинирование меди.
Для получения меди необходимой чистоты черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию. При этом, помимо удаления примесей можно извлекать также благородные металлы. При огневом рафинировании черновую медь загружают в пламенную печь и расплавляют в окислительной атмосфере. В этих условиях из меди удаляются в шлак те примеси, которые обладают большим сродством к кислороду, чем медь. Для ускорения процесса рафинирования в ванну с расплавленной медью подают сжатый воздух. Большинство примесей в виде оксидов переходят в шлак (Fe2O3, Al2O3, SiO2), а некоторые примеси при рафинировании удаляются с газами. Благородные металлы при огневом рафинировании полностью остаются в меди. Кроме благородных металлов в меди в небольших количествах присутствуют примеси сурьмы, селена, теллура, мышьяка. После огневого рафинирования получают медь чистотой 99 – 99,5%. Для удаления этих примесей, а также для извлечения золота и серебра медь подвергают электролитическому рафинированию. Электролиз ведут в специальных ваннах, футерованных внутри свинцом или другим защитным материалом. Аноды изготовляют из меди огневого рафинирования, а катоды – из тонких листов чистой меди. Электролитом служит раствор сернокислой меди. При пропускании постоянного тока анод растворяется и медь переходит в раствор. На катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь на них прочным слоем чистой меди. Находящиеся в меди примеси благородных металлов выпадают на дно ванны в виде остатка (шлама). После электролитического рафинирования получают медь чистотой 99,95 – 99,99%.
Производство аллюминия
Алюминий получают электролизом глинозема (Al2O3) в расплавленном криолите (Na3AlF6) с добавлением фтористых алюминия (AlF3) и натрия (NaF). Алюминиевыми рудами при производстве алюминия являются бокситы, нефелины, алуниты, каолины. Наибольшее значение имеют бокситы. Алюминий в них содержится в виде корунда (Al2O3), гидроокисей (Al(OH)3, AlOOH), каолинита (Al2O3⋅2SiO2⋅2H2O).
Производство алюминия включает:
- получение безводного, свободного от примесей оксида алюминия (глинозема);
- получение криолита из плавикового шпата;
- электролиз глинозема в расплавленном криолите;
- рафинирование алюминия.
Получение глинозема
Глинозем получают из бокситов путем их обработки щелочью
Al2O3·nH2O + 2NaOH = 2NaAlO2 + nH2O
Полученный алюминат натрия NaAlO2 подвергают гидролизу
NaAlO2 + 2H2O = NaOH + Al(OH)3 В результате в осадок выпадают кристаллы гидрооксида алюминия Al(OH)3, который отфильтровывают, промывают и прокаливают до получения чистого глинозема (Al2O3).
Получение криолита
Для получения криолита сначала из плавикового шпата получают фтористый водород, а затем плавиковую кислоту. В раствор плавиковой кислоты вводят Al(OH)3, в результате чего образуется фторалюминиевая кислота, которую нейтрализуют содой и получают криолит, выпадающий в осадок по реакции
2H3ALF6 + 3NaCO3 = 2Na2ALF6 + 3CO2 + 3H2O
Осадок отфильтровывают и просушивают в сушильных барабанах.
Электролиз глинозема
Электролиз проводят в электролизере, имеющим ванну из углеродистого материала (рисунок 45). Кожух ванны изготавливают из листового железа. Подину и стены ванны выкладывают из углеродистых блоков. В подину вмонтированы медные шины, соединенные с отрицательным полюсом источника тока. В ванне находится расплавленный алюминий, служащий катодом, и жидкий криолит. Анодное устройство состоит из угольного анода, погруженного в электролит, состоящего из криолита, глинозема, фтористых алюминия и натрия, добавляемых для понижения температуры плавления электролита. Перед началом электролиза на подину ванны насыпают тонкий слой молотого кокса. Затем к нему подводят угольные электроды и пропускают ток. Когда угольная футеровка ванны нагреется до определенной температуры, в неё загружают криолит и расплавляют его. После получения в ванне достаточного слоя расплавленного криолита в неё загружают глинозем. Под действием постоянного тока в расплавленном криолите происходит диссоциация криолита и глинозема
Na3ALF6 = 3Na+ + AlF63-
Al2O3 = Al3+ + AlO33-
Образующиеся положительно заряженные ионы алюминия разряжаются на катоде в первую очередь, как имеющие более высокий потенциал выделения по сравнению с другими положительно заряженными ионами, и образуется алюминий
Al3+ + e3 = AL
Из отрицательно заряженных ионов на аноде разряжаются в первую очередь ионы AlO33-, как более отрицательные ионы
2Al33- - 6e → Al2O3 + 1,5O2
Выделяющийся кислород взаимодействует с углеродом анода с образованием смеси газов CO и CO2, удаляющейся из ванны через вентиляционную систему. Алюминий собирается на дне ванны под слоем электролита. Его периодически извлекают, используя специальное устройство. Для нормальной работы ванны на её дне оставляют немного алюминия.
Рафинирование алюминия
Алюминий, полученный электролизом, называют алюминием-сырцом. В нем содержится металлические и неметалли-ческие примеси, газы. Примеси удаляют рафинированием путем продувки расплава алюминия хлором. Образующийся парообразный хлористый алюминий, проходя через расплавленный металл, обволакивает частички примесей, которые всплывают на поверхность металла и их удаляют. Хлори-рование алюминия способствует удалению газов, растворённых в алюминии. Затем жидкий алюминий выдерживают в ковше при температуре 700 – 730 °С для всплывания неметаллических включений и выделения газов из металла. После рафинирования чистота алюминия составляет 99,5 – 99,8%. Для большинства потребителей алюминия такой чистоты вполне пригоден. Однако, для отдельных отраслей современной техники нужен алюминий более высокой чистоты. Такой алюминий получают электролитическим рафинированием, при котором загрязненный алюминий служит анодом и подвергается растворению и осаждению на катоде, а чистый алюминий является катодом. При таком рафинировании получают алюминий чистотой 99,996%. При необходимости получить алюминий более высокой чистоты применяют метод зонной плавки или дистилляции алюминия. При зонной плавки из алюминия электролитического рафинирования отливают прутки и помещают в кварцевую трубку, в которой создают вакуум. Вокруг трубки располагают индуктор, соединенный с источником электрического тока высокой частоты (ТВЧ). Под индуктором пруток расплавляется и возникает зона жидкого алюминия, а остальная часть прутка остается твердой. Индуктор передвигается вдоль прутка с определенной скоростью и зона жидкого алюминия перемещается. При этом примеси концентрируются в расплаве и вместе с ним передвигаются к концу слитка. Затем слиток извлекают и конец отрезают. Оставшаяся часть состоит из алюминия высокой чистоты (99,9999%). При применении способа дистилляции алюминия рафинирование его осуществляется через так называемые субсоединения путем пропускания парообразных хлористого и фтористого алюминия над расплавленным алюминием при температуре 1000 °С и выше. Эти субсоединения при охлаждении разлагаются на алюминий и хлористый или фтористый алюминий. Примеси, содержащиеся в черновом алюминии, не перегоняются. Этим способом получают алюминий очень большой чистоты (99,99999%). Последние два метода рафинирования дороги и малопроизводительны. Они используются для очистки лишь небольшого количества металла, необходимого для изготовления полупроводников и других ответственных изделий.
Список литературы