Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Металлургия технология угля и неметаллических полезных ископаемых3

..pdf
Скачиваний:
9
Добавлен:
15.11.2022
Размер:
21.04 Mб
Скачать

ния необходимой полноты расслаивания расплава. В нижнем слое собирается свинцово-цинковый сплав (93—94% РЬ и 4—6% Zn), который удаляется через трубу. Промежуточный слой пред­ ставляет собой кашеобразную -прослойку кристаллов FeZn7, назы­ ваемую твердым цинком. Верхний слой чистого цинка выпускают из !печи и разливают в изложницы. Твердый цинк периодически

удаляют

(-вычерпывают) по

мере

его -накопления.

на

значи­

Р а ф и н и р о в а н и е р е к т и ф и к а ц и е й

основано

тельном

различии упругостей

паров

и температур кипения цинка

и его -примесей.

 

 

испарений

и

конден­

Ректификация — процесс чередующихся

саций. Однако эти процессы происходят в одном аппарате— рек­ тификационной колонне, состоящей из карбофраксовых тарелей, поставленных одна на другую. На каждой тарели сплав кипит; причем, чем ниже спускается сплав, тем выше его температураРектификацию цинка проводят в двух последовательно рабо­ тающих колоннах (рис. 41). Первая колонна служит для отделе­ ния цинка и кадмия от свинца, меди и железа и называется свин­ цовой. Конденсат свинцовой колонны направляют для отделения

цинка от кадмия во вторую, кадмиевую колонну.

Чистый цинк, выпускаемый из нижней тарели кадмиевой ко­ лонны, содержит более 99,99% Zn и по чистоте удовлетворяет марке ЦВ.

Извлечение кадмия превышает 90%, его получают в виде пыли в конденсаторе кадмиевой колонны.

Производительность ректификационных колонн около 20 т чистого цинка в сутки. Выход цинка 95—96%; около 4% его пере­ ходят в продукты ликвации.

Глава V II

МЕТАЛЛУРГИЯ АЛЮМИНИЯ

§ 1. Общие сведения

Ал юм и н и й — металл серебристо-белого цвета, плотность 2,7 г/с^и3, температура плавления 659,8°С, температура кипения 2500° С. Алюминий обладает многими ценными свойствами: высо­ кой теплопроводностью, около 0,5 кал/см-сек-град, высокой элек­ тропроводностью 3,8* 105 (ом-см)~\ хорошей пластичностью и до­ статочной механической прочностью. В сплавах алюминий сохра­ няет свои свойства; наибольшее значение из сплавов имеют дюр­ алюминий (3,4—4% Си; 0,5% Мп; 0,5% Mg) и силумины — сплавы алюминия с кремнием.

А л ю м и н и й и его с п л а в ы широко применяются в авиации, на транспорте, в металлургии, химии, электронике, пищевой про­ мышленности. Из алюминия и его спланов изготовляют детали

ill

корпусов самолетов, моторов, насосов, сосуды для хранения хими­

ческих

продуктов и многие

другие изделия.

По

общему производству

металлов алюминий занимает вто­

рое место в мире после железа. Мировое производство алюминия

превышает 6

млн. г

в год.

О с н о в н ы м с ы р ь е м д л я п р о и з в о д с т в а а л ю м и ­

н и я служит

глинозем

(окись алюминия А120 3), который получа­

ют из алюминиевых

руд. К ним относятся бокситы, нефелины,

алуниты, каолины и

 

серициты.

 

Плабикобый ш пат

Руда алюминия

 

|

УглеродаУглеродистые

 

 

Обогащениеп* *

 

Произбодстбо

матерк

 

 

 

раф иниробание Чушковьш алюминий

Рис. 42. Технологическая схема металлургии алюминия

Наибольшее значение имеют бокситы, содержащие 28—70% А120 3; 0,5—20% Si02; 2—50% Fe20 3-

Нефелины подвергают обогащению с получением нефелино­ вого [(Na, КЬО-А120 3-2 Si02] и апатитового концентратов. Нефе­ линовый концентрат содержит 20—30%' А120з; 42—44% Si02; 13—14% Na20; 6—7% К20; 2—3% СаО и 0,3—4% Fe20 3.

Алуниты 'представляют собой основной сульфат алюминия и калия (или натрия) K2S04-Al2(SC>4)3-4 А1(ОН)з. Содержание алю­ миния в алунитах невысокое (20—22%), но в них находятся

около 20%

серного ангидрида и 4—5% щелочей.

Серицит

К20 -3 А120 3-6 Si02-2 Н20

содержит свыше 39%

А120 3, около

10%

К20.

а л ю м и н и я основана

С о в р е м е н н а я

м е т а л л у р г и я

на электролизе глинозема, растворенного в расплавленном криолите (NasAlF6), и состоит из следующих процессов (рис. 42): производства глинозема, производства криолита, производства угольных электродов, электролиза криолито-глиноземного рас­ плава *.

1 Существует также электротермический способ производства алюминия, который основан на восстановлении алюминия углеродом при температуре выше 2100° С с образованием карбида алюминия.

 

§ 2. Производство глинозема

 

Производство

глинозема осуществляют

различными

способа­

ми — химико-термическим,

'кислотным и щелочным.

способы

Наибольшее

распространение

получили

щелочные

извлечения глинозема из

руд,

особенно способ, разработанный

в России К. И. Байером.

Алюминиевую руду обрабатывают щелочью (NaOH), при этом образуется растворимый в воде алюминат натрия (NaA102), ко­ торый отделяют от нерастворимых соединений железа, кремния и титана и 'затем разлагают с выделением осадка гидроокиси алю­ миния (А1(ОН)3). Последнюю отделяют от оборотного щелочного раствора и прокаливают для получения безводного глинозема.

Таким образом, глинозем, перешедший при выщелачивании из боксита в раствор, 'выпадает в осадок, а щелочь, пошедшая на образование алюмината натрия, освобождается при заключи­ тельной операции производства по реакции

NaA102 + 2Н20 = А1 (ОН)3 + NaOH.

Выделение из раствора гидроокиси алюминия осуществляют в гидроциклонах и вакуум-фильтрах. Маточный раствор подвер­ гают выпариванию для получения пульпы, состоящей из раствора

и

кристаллов кальцинированной

соды Na2C03.

нагревом

до

 

Обезвоживание

гидроокиси алюминия

производят

 

температуры 1200° С в трубчатых печах

или на

установках

с

кипящим слоем.

 

 

составляет 87%.

На

Извлечение глинозема по способу Байера

производство

1 т глинозема

расходуется

2—2,5

т боксита,

70—90 кг NaOH, около 120 кг извести, 7—9 т пара, 160—180 кг условного топлива и около 290 квт-ч электроэнергии-

§ 3. Производство криолита

Криолит — двойная соль фтористого натрия и фтористого алю­ миния 3NaF*AlF3 (или Na3AlF6) в естественном виде встречается редко. Как правило, его приготовляют искусственно кислотным или щелочным способами.

При наиболее распространенном кислотном способе производ­ ства криолита сырьем служит плавиковый шпат, серная кислота,

гидрат

окиси

алюминия

и

кальцинированная сода.

П е р в а я

с т а д и я

п р о ц е с с а — получение из

плавикового

шпата

фтористого

водорода,

а затем

плавиковой

кислоты.

При температуре 200° С в трубчатой

вращающейся печи про­

текают

следующие

реакции:

 

 

 

CaF2 + H2S04 = CaS04 + 2HF;

Si02 + 4HF = SiF4+2H20;

SiF4 + 2HF = H2SiFe.

Для очистки плавиковой кислоты от H2S1F6 (обескремнивания) добавляют небольшое количество соды

H2SiF„ -h Na2C03 = Na2SiFe + H20 + C02.

В т о р а я

с т а д и я — производство

солей

плавиковой кисло­

ты. Для этого

плавиковую кислоту нейтрализуют гидроокисью

алюминия А1(ОН)3 и кальцинированной

содой

Na2C 03:

6HF + А1 (ОН)3 - H3A1F(; + ЗН20;

2FI3A1F6 + 3Na2C03 = 2Na3AlFe + 3C02 + 3H20.

Криолит выпадает в осадок, его отфильтровывают и просуши­ вают.

§ 4. Электролиз

криолито-глиноземного расплава

Процесс электролиза

криолито-глиноземного расплава прово­

дят в электролизере

(рис. 43).

В криолито-глиноземном расплаве ,под влиянием наложенного

электрического поля

к катоду перемещаются катионы (Al3+, Na+,

Рис. 43. Схема алюминиевой ванны для электролиза криол'ито-глиноземного расплава:

/ — кожух

ванны; 2, 3, 4 — футеровка

ванны

(3,

4

углеродистая); 5 — расплавленный

алюминий;

6 —

криолит;

7 — корочка

электролита;

8 — глинозем;

9 — угольный анод; 10 и 13 — металлические

стержни;

11 и

14 — шины;

12 — застывший

электролит

 

Са2+, Mg2+ и др.). На катоде в первую очередь разряжаются ионы алюминия как более электроположительного материала по сравнению с натрием, магнием и кальцием. Анионы (А10з“\ F"

С1~ и другие) перемещаются к аноду и разряжаются с выделени­ ем газа.

Алюминий накапливается на подине ванны под слоем электро­

лита. Извлекают алюминий обычно через трое-четверо суток при

■помощи вакуумного ковша

или сифона.

В ванне поддерживают

оптимальную температуру около

950—970° С.

Суммарный процесс электролиза сводится к следующим ре­ акциям:

А120 3 + ЗС = 2А1 + ЗСО; А120 3 + 1,5С = 2А1 + 1,5С02.

В результате расходуется глинозем и углерод электродов, а получаются алюминий и окислы углерода.

Анодные газы содержат также фтор, смолы и пылевидные ча­

стицы

A1F3, А120 3 и

криолита-

 

расходуется около 2 г глино­

Для производства

1

т алюминия

зема,

0,7 т анодной

массы, 0,1

т

криолита

и около

 

1600—

1800

квТ‘Ч электроэнергии.

 

 

 

 

 

 

§ 5. Рафинирование алюминия

 

 

 

Алюминий-сырец содержит металлические (Fe, Си, Zn

и дру­

гие)

и неметаллические (А120 3,

С

и другие)

примеси,

а

также

газы

(кислород, азот, 1водород и др.).

 

и газов,

Для очистки алюминия от неметаллических примесей

а также от Na, Mg и Са, расплавленный алюминий при темпера­ туре 700° С продувают хлором и отстаивают в электрических печах.

Парообразный хлористый алюминий адсорбируется на всплы­ вающих частицах глинозема, карбида, угля и солей. Хлористые соединения Na, Mg и Са и газы, растворенные в алюминии, тоже всплывают на поверхность ванны.

Чистота первичного алюминия после такой очистки составляет 99,5—99,85% А1.

Алюминий более высокой чистоты получают электролитическим рафинированием, зонной плавкой или дистилляцией.

При электролитическом рафинировании алюминия получают металл, содержащий 99,996% А1.

Зонная плавка основана на том, что растворимость примесей алюминия в твердом металле ниже, чем в расплавленном. Этим методом можно получить металл, содержащий 99,999% А1.

Дистилляцию алюминия через субсоединения осуществляют пропусканием парообразны* хлористого или фтористого алюминия над расплавленным алюминием при температуре 1000° С и выше.

Образующиеся неустойчивые субсоединения алюминия A1CI и A1F при охлаждении до температуры 700—800°С разлагаются. Примеси чернового алюминия не перегоняются. Таким путем по­

лучают

алюминий

весьма высокой чистоты (99,99997—

99,99999%

А1)-

 

§ 6. Извлечение галлия из алюминиевых руд

Галлий — металл

серебристо-белого цвета

с синеватым оттен­

ком, плотность его

5,91 г/см3у температура

плавления 29,78° С,

температура кипения 2070° С. Галлий растворяется в минеральных кислотах, едких щелочах. Содержание галлия в земной коре со­ ставляет 15-10~4%.

Галлий обычно является спутником алюминия. Содержание его в алюминиевых рудах составляет всего лишь сотые и тысячные доли процента.

При нагревании галлий окисляется, образуя Ga203 и другие окислы. Гидроокись галлия Ga(OH)3 -с кислотами и щелочами образует галлаты, близкие по свойствам к алюминатам. Поэтому галлий сопутствует алюминию в различных стадиях его производ­ ства. Повышенные концентрации галлия наблюдаются в анодном сплаве 'при электролитическом рафинировании алюминия, *в обо­

ротных

алюминиевых

растворах

при

производстве

глинозема

и в маточных растворах.

из

оборотных

растворов

их

Д л я

и з в л е ч е н и я

г а л л и я

карбонизируют в два приема. Вторичный

осадок

может содер­

жать до

1 % Ga20 3. Осаждение алюминия

и галлия

можно

осу­

ществить также 1плавиковой кислотой.

Для

отделения

галлия от

алюминия осадки обрабатывают известковым молоком, содержа­ щим едкий натр. В результате галлий переходит в раствор, из которого его осаждают углекислым газом. Полученный осадок содержит до 25% Ga$Os. Из анодного сплава после электролити­ ческого рафинирования алюминия, содержащего 0,1—0,3% гал­ лия, его выделяют путем обработки горячим раствором щелочи. Для очистки соединений галлия используют способность хлорида галлия растворяться в эфире.

 

 

Глава

V III

 

 

 

МЕТАЛЛУРГИЯ ВОЛЬФРАМА

 

 

§ 1.

Общие сведения

 

 

В о л ь ф р а м

— металл

серебристо-белого

цвета,

плотность

19,34 г!см3 (при

t=2Q° С). Самый

тугоплавкий

металл, темпера­

тура 'плавления

3410±50°С, температура кипения ~6000° С)-

По механическим свойствам

вольфрам сходен с

закаленной

сталью (ав=1Ю—180 кГ/мм2). Электропроводность и теплопро­ водность вольфрама приблизительно в три раза меньше, чем меди.

При 'комнатной температуре вольфрам устойчив к действию концентрированных минеральных кислот, а при нагревании до 80—100°С —только к HF. В горячих растворах щелочей вольфрам менее устойчив, чем в кислотах, вследствие образования хорошо растворимых вольфраматов.

При температуре 500—700° С вольфрам окисляется кислородом

воздуха и парами

воды с

образованием

высшего окисла W 03.

Низшие окислы

вольфрама

WioC^WCbj),

W10O29 и WO2 полу­

чают в результате частичного восстановления вольфрамового ан­

гидрида. С

углеродом вольфрам образует карбиды WC

и W2C

при температурах

выше 1200° С. При температурах около 2000° С

вольфрам

реагирует с .азотом, давая нитрид W1N2.

исполь­

О к о л о

90%

п р о и з в о д и м о г о в о л ь ф р а м а

зуется в качестве легирующего элемента для изготовления быстро­ режущей и других специальных сталей. Карбид вольфрама WC в смеси (с порошкообразным кобальтом (5—15% Со), а также тан­ талом, ниобием, используется для изготовления твердых сплавов, сохраняющих режущие свойства до температуры 1000—1100° С.

Вольфрам находит применение для изготовления нитей освети­ тельных ламп, .как покрытие поверхностей штампов, лопастей тур­ бин и других деталей машин. Контактные сплавы вольфрама с медью, золотом и серебром сочетают электропроводность и изно­ соустойчивость при искрении.

Вольфрамат натрия Na2W04, вольфрамовая кислота H2W 04 и другие соединения вольфрама применяют в текстильном, поли­

графическом, лакокрасочном и других производствах.

лишь 0,3—

В о л ь ф р а м о в ы е р у д ы

часто содержат всего

0,5% W03, поэтому их подвергают обогащению. Вольфрамитовые

руды

(xFeW 04-y MnW04) обогащают гравитационным и магнит­

ным

методами, а шеелитовые

(CaW04) флотируют.

Получаемые

концентраты содержат 40—70% W03; 5—10% Si02; 0,5—4% S; до 0,11%’ Р; 0,25% Мо; 0,22% Си; 0,05% As; 1,5% Sn. Из кон­ центратов получают металлический вольфрам и ферровольфрам.

§ 2. Производство металлического вольфрама

Металлический вольфрам получают в виде порошка или ком­

пактного металла.

 

 

 

Получение порошкообразного вольфрама

Сырьем

для

получения

порошкообразного вольфрама служит

вольфрамовый

ангидрид W 03, выделяемый

из вольфрамовых кон­

центратов

путем их химической переработки-

П е р в о й

с т а д и е й

переработки

концентратов является

вскрытие минералов для перевода .вольфрама в легко раствори­ мый вольфрамат натрия (Na2W 04).

Вольфрамит спекают с содой, а шеелит — со смесью соды и кварцевого песка (чтобы воспрепятствовать вторичному образо­ ванию шеелита при последующем 'выщелачивании) в отражатель­ ных или трубчатых вращающихся печах. Процесс вскрытия про­ текает по следующим реакциям:

2FeW04 + 2Na2C03 + 0,5О2 = 2Na2W04 + Fe20 3 + 2С02; 3MnW04 + 3Na2C03 + 0,5O2 = 3Na2W04 + Mn30 4 + 3C02; CaW04 + Na2C03 + Si02 = Na2W04 + CaSi03 + C02.

В т о р а я с т а д ия . Спек измельчают й выщелачивают водой в чанах при температуре 70—90°С. Полученный раствор вольфра­ мата натрия, содержащий 200—270 г/л WOs, очищают от кремне­ вой кислоты, мышьяка, фосфора и молибдена выделением из рас­ твора геля кремневой кислоты (Si02*H20 ), фосфатов, арсенатав.

Вольфрамовую кислоту (H2WO4) осаждают из раствора соля­ ной кислотой, содержащей также небольшое количество азотной кислоты или селитры. Вольфрамовая кислота содержит 99,2— 99,5% WO3; в некоторых случаях ее подвергают очистке.

Т р е т ь я с т а д и я . Для получения вольфрамового ангидрида (WO3) вольфрамовую кислоту прокаливают в муфельных элек­

трических

печах

при температурах

500—800° С.

 

Порошкообразный вольфрам получают восстановлением воль­

фрамового

ангидрида водородом или углеродом. В ходе восста­

новления

W 03

протекают'

следующие

стадии

превращения

окислов:

 

W03

WO2.9

W2.7

w o 2 W.

 

 

 

 

Технически процесс

сводится к

двум

стадиям:

W03^ -W 0 2

и W 02->W.

 

в о д о р о д о м описывается

уравнением

В о с с т а н о в л е н и е

W03+ ЗН2= W + ЗН20.

В производственных условиях вольфрамовый ангидрид поме­ щают в никелевые лодочки и восстанавливают в трубчатых печах со стальной трубой диаметром 50—100 мм при температуре 850— 860° С.

Водород перед подачей в печь очищают от кислорода и влаги. После осушки водород, прошедший через печь, снова используют для восстановления.

Производительность печей зависит от толщины слоя вольфра­ мового ангидрида, емкости применяемых лодочек, их количества, скорости движения газа и других факторов. Обычная вместимость

лодочки 50—180

г.

В о с с т а н о в л е н и е у г л е р о д о м проводят при темпера­

туре 1400—1800° С

в электрических трубчатых печах с трубой из

графита. В качестве восстановителя используют ламповую сажу или сахарный кокс, т. е- беззольные углеродистые материалы.

Таким путем можно получать мелкий порошкообразный воль­ фрам, пригодный для производства твердых сплавов.

Твердым углеродом можно восстанавливать и вольфраматы, минуя таким образом стадии переработки их в вольфрамовый ангидрид:

Na2W04+ ЗС = Na20 + W + ЗСО; CaW04+ ЗС = СаО + W + ЗСО.

Окись натрия удаляют из продуктов восстановления промыв­ кой в воде, а окись кальция — на концентрационных столах. По-

рошки, полученные этим способом, пригодны только для леги­ рования сталей и изготовления технических сплавов с другими металлами.

Получение компактного вольфрама

Для получения компактного вольфрама в виде проволоки или жести попользуют только вольфрамовый порошок, восстановлен­ ный водородом. Содержание «примесей в порошке не должно пре­ вышать 0,05%.

Из порошка прессуют штабики (прямоугольные тризмы с ос­ нованием 10X10 мм, длиной до 600 мм) тод давлением 2,5— 3,0 Т/см2. Перед прессованием порошок смачивают смесыо спир­

та и глицерина

или раствором воска в бензине.

 

Для дальнейшего упрочнения штабики нагревают в водороде

при температуре

900—1300° С. При

этом происходит

усадка шта-

бика и рост зерен вольфрама.

 

и в атмосфере во­

Сваренные при температуре 3000—3100° С

дорода штабики

имеют плотность

17,5—18,5

г\см?

и пористость

10—15%. Ковать такие штабики можно только при температуре 1200—1300° С в атмосфере водорода. После получения из штабика прутка диаметром около 2 мм используют волочение.

§ 3. Выплавка ферровольфрама

Выплавку ферровольфрама проводят в открытых трехфазных

электропечах

мощностью 2500—3500 ква, футерованных

магнези­

товым

кирпичом.

шеелито-

В

качестве

шихты используют вольфрамитовые или

вые концентраты, пековый кокоик, 75%-ный ферросилиций и же­ лезную стружку. Назначение стружки — разбавить концентрацию вольфрама в сплаве до заданной концентрации.

Смесь концентратов подбирается по содержанию примесей (меди, мышьяка, серы, фосфора, олова, марганца и др.). Химиче­

ский

состав

ферровольфрама

приведен в

табл- 11.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

11

 

 

 

Химический состав ферровольфрама

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Содержание, %

 

 

 

 

 

Марка

W не ме­

С

Мп

Си

S

р

Si

As

Sn

Sb

Bi

Pb

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

нее

 

 

 

 

Не!

более

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ВО

80

0,2

0,2

0,10

0,05

0,03

0,3

0,04

0,05

0,04

0,04

0,04

В1

70

0,2

0,2

0,15

0,08

0,04

0.4

0,05

0,10

0,08

0,05

0,05

В2

70

0,7

0,4

0,20

0,10

0,05

1,0

0,08

0,15

ВЗ

65

0,8

0,5

0,30

0,20

0,10

1,5

0,08

0,25

 

 

 

Расход ферросилиция составляет приблизительно 8—9 кг на 100 кг концентрата. Расход кокса регулируют в зависимости от температуры процесса и состава шлака.

Плавку ведут непрерывно с периодическим вычерпыванием сплава, доводкой и выпуском шлака. Причем в печи всегда остается некоторое количество сплава.

Проплавление равномерно загружаемой шихты, в первую оче­ редь отходов предыдущей плавки и железной стружки, а затем около 60% концентрата без восстановителя приводит к образо­ ванию шлака с высоким содержанием трехокиси вольфрама (до 30%). На поверхности раздела шлак — металл трехокись воль­ фрама частично восстанавливается углеродом, кремнием и мар­ ганцем сплава.

Присаживаемый кокс восстанавливает W 03 и вспенивает шлак. В результате большого электросопротивления шлака сплав

хорошо прогревается.

 

 

~ 3 0 —

В

последний час периода восстановления загружают

40%

концентрата

в смеси с пековым

коксиком и доводят

содер­

жание W 03 в шлаке до 10—11%. К концу периода ванна хорошо

прогревается

и

начинает кипеть.

 

 

 

После доведения состава сплава до нормы приступают к вы­

черпыванию

стальными ложками. Большая

продолжительность

этой

операции (около 2 ч) требует корректировки состава

шлака

соответствующими

присадками концентрата

( ~ Ю%) и коксика.

а также наблюдения за изменением температуры сплава.

 

В

конце вычерпывания загружают коксик без концентрата

для

частичного раскисления шлака.

Содержание W 03 в

шлаке

удается довести до 0,3% и ниже присадками 75%-ного ферроси­ лиция. Одновременно с восстановлением вольфрама в сплав пере­

ходят

также

железо, кремний и марганец.

Раскисленный

шлак

(светло-зеленой

окраски)

выпускают из

печи;

кратность

шлака

0,4—0,5.

 

 

из печи

газы

очищаются

от пыли (~40%

W 03),

Отходящие

 

которая

возвращается

в

печь.

 

 

(72% W)

состав­

Расход материалов

на

1

т ферровольфрама

ляет:

концентрата

(60%'

W 03) — 1520 кг\

ферросилиция

(75%

Si) — ПО кг;

коксика — 125 кг; стружки — 75 кг.

Расход электро­

энергии

около

3800

квт-ч/т

 

 

 

 

В себестоимости ферровольфрама стоимость концентратов со­ ставляет 98%, стоимость передела 1%, в том числе стоимость электроэнергии 0,3 %.