2.6. Производство цветных металлов

Роль цветных металлов и сплавов в народном хозяйстве значительна, а многие из них имеют весьма важное значение. Особенно широко применяются: медь, алюминий, магний, цинк, свинец, олово, титан и сплавы на их основе. Основную часть цветных металлов получают из руд, а их сплавы путем плавления.

2.6.1. Производство меди

Медь встречается в природе, главным образом, в виде сернистых соединений CuS, Cu₂S в составе сульфидных руд: медный колчедан, медный блеск. Реже в виде cоединений Cu(OH)₂, Cu₂O, углекислых соединений CuCO₃ и самородной металлической меди. Из сульфидных руд получают около 80% всей меди. Все медные руды являются бедными и содержат 1-2% меди. Пустая порода, как правило, состоит из песчаников, глины, известняка, сульфидов железа, цинка и др. металлов. Существуют два способа извлечения меди из руд и концентратов – пирометаллургический и гидрометаллургический. Гидрометаллургический способ (10%) состоит в выщелачивании меди (слабым раствором серной кислоты) из раствора и применяется для обработки бедных окисленных руд. Медь, чаще всего, извлекается пирометаллургическим способом (90%)– состоящем в получении меди путем её выплавки из медных руд. Производство меди состоит из следующих этапов:

1. Обогащение медной руды – в результате получают концентрат, содержащий от 10 до 35% Cu и побочный продукт – хвосты (пустая порода).

2. Обжиг – получают огарок и побочный продукт: газы, идущие на производство серной кислоты.

3. Плавка на штейн – получают штейн.

4. Продувка в конвертере – получают черновую медь, содержащую 1,5-2% примесей.

5. Рафинирование – медь.

Обогащение. Все медные руды подвергают обогащению для получения концентрата, содержащего 10-35% Сu . Наиболее широко применяется метод

флотации (основанный на различном смачивании пульпы металлосодержащих частиц и пустой породы). При обработке комплексных руд применяют селективную флотацию (последовательное выделение металлосодержащих частиц различных металлов.

Обжиг. Преследует цель максимально снизить содержание в руде серы. Обжиг осуществляется в кипящем слое (под давлением воздуха, поступающего снизу, мелкие частицы концентрата находятся во взвешенном состоянии). При Т=600-700⁰С происходит окисление сульфидов, образующийся сернистый газ идет на производство серной кислоты. При обжиге руды удаляется до 50% серы и образуется огарок.

Плавка на штейн. Концентрат плавят в пламенных печах, работающих на пылевидном, жидком и газообразном топливе. Температура печи составляет 1500-1600⁰С. При плавке на поде печи постепенно скапливается штейн - сплав состоящий из сульфида меди CuS и сульфида железа FeS, содержащий 20-60% Cu, 10-60% Fe, 20-25% S (T=950-1050C).

Продувка в конверторе. Черновую медь получают в конвертерах с боковым дутьем с основной футеровкой (магнезит). Продувка продолжается

30 часов. Процесс выплавки делится на два периода:

I 2 FeS + 3O₂ = 2 FeO + 2SO₂ + Q

2 FeO + SiO₂ = SiO₂ 2FeO + Q - удаление Fe в шлак.

По мере необходимости железистый шлак сливают, добавляют новые порции штейна и продолжают продувку. К концу первого периода Fe удаляется почти полностью.

II 2 CuS + 3O₂ = 2Cu₂O + 2 SО₂ + Q

Cu₂ S + 2Cu₂O = 6 Cu + SO₂ + Q.

В результате происходит восстановление меди, образуется так называемая черновая медь, содержащая 1,5-2% примесей. Температура прдувки 1200-1300⁰С. Для получения черновой меди не требуется топлива, т.к. процесс идет за счет тепла химических реакций.

Рафинирование. Очистка от примесей, проводится огневым и электролитическим способом. Огневое рафинирование ведут в пламенных печах, продувкой черновой меди воздухом. В связи с тем, что примеси имеют большее сродство к кислороду, чем медь, то происходит окисление содержащихся примесей (Fe, Al, Ni, Zn и др.) и удаление их со шлаком. В это время происходит окисление меди:

4Cu + O₂ = 2Cu₂O.

Затем производят “дразнение” меди, для восстановления Cu₂O и дегазации металла. В расплавленный металл погружают сначала сырые, а затем сухие дрова. Из дров выделяются пары воды и газообразные углеводороды, которые перемешивают металл и способствуют удалению растворенных в расплаве газов. Медь восстанавливается:

4 Cu₂O + CH₄ = 8Cu + CO₂ + 2H₂O.

Чистота получаемой меди составляет 99,5-99,7%. Готовую медь разливают в слитки для прокатки или в анодные пластины для электролитического рафинирования, которое обеспечивает получение наиболее чистой меди (99,9-99,99%Cu). Электролиз ведут в растворе серноки слой меди (CuSO₄) и серной кислоты при Т=60-65⁰С. Аноды – медные пластины, катодом служат листы, изготовленные из электролитической меди. Напряжение 2-3В, плотность тока 100-150А/м.

На катодах выделяется металлическая медь:

Cu + 2e = Cu.

2.6.2. Производство алюминия

Производство алюминия занимает первое место среди других цветных металлов (по количеству). Алюминий – наиболее распространенный металл в природе, он входит в состав более 250 минералов.

Основное сырье – алюминиевые руды: бокситы, нефелины, алуниты, коалины.

Бокситы – горные породы сложного состава: 50-60% Al₂O₃, 1-15% SiO₂, 2-25% FeO, 2-4% TiO, 10-30%H₂O. Способы восстановления алюминия непосредственно из бокситов и других руд еще не разработаны. Современное производство алюминия состоит из следующих процессов:

1. Получение глинозема Al₂O₃.

2. Получение алюминия из глинозема.

3. Рафинирование алюминия.

Глинозём получают способом выщелачивания из руд Al₂O₃, в виде растворимого в воде алюмината натрия (Al₂O₃ Na₂O₂). Для этого мелкоизмельченную руду обрабатывают едким натром (NaOH) или содой (Na₂CO₃). Выщелачивание производится в специальных автоклавах при Т=150-200⁰ С и давлении 12 атм. (способ Байера). Получение алюминия из глинозема заключается в электролизе расплава, состоящего из глинозема Al₂O₃ - 8-10% и криолита – фторита алюминия и натрия Na₃ AlF₆. Так как глинозем вследствие его тугоплавкости трудно расплавлять, его смешивают с криолитом, температура плавления при этом составляет 950⁰С.

Рис. 2.11. Схема ванны для электролитического получения алюминия:

1- слой глинозема; 2 - токоподводящие стержни; 3 - анод;

4 - катодный угольный блок; 5 - газоотсосная система; 6 - гарниссаж.

Электролиз производится в специальных ваннах (рис.2.11) – электролизерах, который заключен в стальной кожух, внутри футерована углеродис тыми блоками. В под вмонтированы катодные шины и сам под является катодом.Анодное устройство состоит из вертикального угольного электрода, нижняя часть которого погружена в электролит. Рабочая темпе ратура электролита 930-950⁰С. Ток постоянный напряжение 4-4,5В, плотность тока 0,7-1,2А/cм. В расплавленном электролите происходит диссоциация молекул криолита и глинозема:

Na₃AlF₆ → 3Na⁺ + AlF₆^3-; Al₂O₃ → Al³⁺ + AlO₃^3-

На катоде разряжаются только катионы алюминия: Al + 3e → Al.

На аноде выделяется газообразный кислород, вызывающий сгорание угольного электрода:

2AlO₃^3- - 6e → Al₂O₃ + O₂.

Расплавленный алюминий скапливается на дне ванны и периодически удаляется при помощи сифонов и вакуумных ковшей (1 раз в 3-4 суток). Для

получения 1 т алюминия расходуется около 2 т глинозема, до 0,6 т угольных анодов, около 0,1 т криолита и 16500-18500 КВтЧ электроэнергии. Полученный первичный алюминий содержит примеси Fe, Si, Zn и др. и поэтому подвергается рафинированию, которое осуществляется продувкой расплава газообразным хлором при Т=700-750⁰ С. При этом образуется хлористый алюминий AlCl₃, который, находясь в газообразном состоянии, пронизывает Al, обеспечивая его очистку от газов и примесей. Соединяясь с примесями, алюминий образует хлориды, которые всплывают на поверхность ванны и удаляются. Чистота полученного алюминия 99,5-99,8%.

Для получения алюминия более высокой чистоты применяют электролитический способ рафинирования (99,99%Al).