Конвертирование медного штейна

⇐ ПредыдущаяСтр 14 из 16Следующая ⇒

Цель конвертирования — получение черновой меди путем окисления содержащихся в штейне серы и железа. Конвертирование осуществляют продувкой штейна воздухом в горизонтальном конвертере. Перерабатываемые штейны, как отмечалось, состоят в основном из сульфидов меди (Cu₂S) и железа (FeS). Вследствие экзотермичности основных реакций конвертирование не требует затрат топлива.

Современный медеплавильный конвертер показан на рисунке 144. Конвертеры делают длиной 6—12, с наружным диаметром 3—4 м. Производительность конвертера за одну операцию составляет 40—100 т. Футеруют конвертер хромомагнезитовым кирпичом. Заливку расплавленного штейна и слив продуктов плавки осуществляют через горловину конвертера, расположенную в средней части его корпуса. Через ту же горловину удаляются газы. Фурмы для вдувания воздуха расположены в ряд по длине конвертера. Число фурм обычно составляет 32—62, а диаметр фурмы 40—50 мм. Расход воздуха достигает 800 м³/мин (при нормальных условиях).

Процесс в конвертере циклический и делится на два периода. Первый период (период окисления сульфида железа), называемый набором сульфидной массы, начинается с заливки штейна, после чего подают дутье и через горловину или отверстие в

1 — горловина; 2 — окно для загрузки флюсов; 3 — воздушный коллектор; 4 — фурмы

Рисунок 144. Горизонтальный конвертер

торцевой стенке конвертера загружают порцию кварцевого флюса, содержащего 70—80 % SiО₂. Период длится 6—24 ч в зависимости от содержания меди в штейне. Основными реакциями периода являются окисление сульфида железа

2FeS + 3O₂ = 2FeO + 2SO₂ (204)

и ошлакование образующегося оксида FeO кремнеземом флюса

2FeO + SiO₂ = (FeO)₂SiO₂. (205)

По мере накопления шлака, состоящего из FeO и SiO₂, его сливают, в конвертер заливают новую порцию штейна и, добавляя флюс, продолжают продувку. Длительность таких циклов набора массы составляет 30—50 мин.

Температура заливаемого штейна в результате протекания этих экзотермических реакций повышается с 1100—1200 до 1250—1350 °С. Более высокая температура нежелательна, и поэтому при продувке бедных штейнов, содержащих много FeS, добавляют охладители — твердый штейн, сплески меди, корки из ковшей, медные концентраты.

Сульфид меди в течение первого периода не окисляется, поскольку у железа больше химическое сродство к кислороду, чем у меди. По окончании первого периода и слива последней порции шлака в конвертере остается белый штейн — почти чистая полусернистая медь Cu₂S.

Второй период — получение черновой меди из белого штейна — длится 2—3 ч и заключается в продувке без добавки в конвертер флюса. Основная реакция периода:

Cu₂S + О₂ = 2Cu + SO₂. (206)

После полного окисления серы продувку заканчивают, получая черновую медь. Ее сливают из конвертера и либо направляют в рафинировочную печь, либо разливают в слитки, которые затем направляют на специальные рафинировочные заводы. Таким образом, в результате продувки получаются черновая медь, содержащая 96, 0—99, 4 % Сu, 0, 01— 0, 04 % Fe, 0, 02—0, 1 % S и небольшое количество Ni, Sn, As, Sb, Ag, Au, и конвертерный шлак, содержащий 22—30 % SiO₂, 45-50% FeO, около 3%Al₂O₃ и 1, 5-2, 5% Сu.

12.3.5 Рафинирование меди

Рафинирование черновой меди от примесей по экономическим соображениям проводят в две стадии — вначале методом огневого рафинирования, а затем электролитическим методом.

Огневое рафинирование

Цель огневого рафинирования — подготовить медь к электролитическому рафинированию путем удаления из нее основного количества примесей. Огневое рафинирование жидкой меди (на медеплавильных заводах) проводят в цилиндрических наклоняющихся печах, а на медьэлектролитных заводах, получающих черновую медь в слитках, — в стационарных отражательных печах. Печи для огневого рафинирования часто называют анодными, так как после рафинирования жидкую медь разливают в аноды — слитки, имеющие форму пластин.

Наклоняющиеся (поворотные) цилиндрические печи схожи с горизонтальным конвертером, применяемым для выплавки штейна (рис. 241). Для выпуска меди предусмотрена летка, наиболее распространены печи вместимостью 160—220 т. Стационарные печи вместимостью до 500 т по устройству схожи с отражательной печью для выплавки штейна (рис. 140).

Огневое рафинирование в отражательной печи длится ~ 24 ч и включает следующие периоды: загрузка (длится до 2 ч), расплавление (~ 10 ч) окислительная обработка расплава, удаление шлака, восстановительная обработка, разливка готовой меди. Рафинирование в цилиндрических печах, где не требуется плавления меди, длится примерно в два раза меньше и состоит из четырех последних периодов процесса в отражательной печи.

Окислительная обработка длительностью 1, 5—4 ч заключается во вдувании в ванну воздуха через погруженные на глубину 600—800 мм стальные трубки, покрытые огнеупорной обмазкой. При этом окисляются примеси с большим, чем у меди химическим сродством к кислороду — такие как Al, Fe, Zn, Sn, Sb, Bi, As, Ni и немного меди до Cu₂O. Полностью остаются в меди золото и серебро и большая часть селена и теллура. Оксиды примесей, Cu₂О и загружаемый в печь в небольших количествах кремнезем образуют на поверхности ванны шлак, который в конце окислительной продувки удаляют из печи деревянными гребками.

Восстановительную обработку ванны (дразнение) длительностью 2, 5—3ч проводят для раскисления меди (удаления кислорода, содержащегося после окислительной продувки в количестве до 0, 9% в виде Cu₂О) и удаления растворенных газов. Ранее дразнение проводили погружением в расплав сырой древесины (жердей, бревен), в настоящее время — путем вдувания паромазутной смеси или природного газа. Вдуваемые вещества разлагаются с образованием Н₂, СО и СН₄, которые, выделяясь, вызывают перемешивание ванны и удаление растворенных газов (SO₂, СО₂ и др.), а также раскисляют ванну, восстанавливая Cu₂O (например по реакции Cu₂0 + Н₂ = 2Сu + Н₂0). После дразнения медь, содержащую < 0, 01 % S и < 0, 2 % [О], разливают в аноды — слитки толщиной 35—40, длиной 800—900 и шириной 800—900 мм, предназначенные для электролитического рафинирования. Анодная медь содержит 99, 4—99, 6% меди.

Электролитическое рафинирование

При электролитическом рафинировании решаются две задачи — глубокое рафинирование меди от примесей, что обеспечивает ее высокую электропроводность, и попутно извлечение ценных золота, серебра и селена.

Электролиз ведут в ваннах ящичного типа длиной 3—5, 5, шириной 1 и глубиной 1, 2—1, 3 м, футерованных внутри кислотостойкими материалами (винипласт, стеклопластик и др.). В ванне подвешивают аноды и между ними катоды — пластины из чистой меди. Электролитом служит раствор CuSO₄ и H₂SO₄, напряжение между анодами и катодами 0, 3—0, 4В. Происходит электролитическое растворение анодов, т.е. в раствор переходят ионы Сu²⁺, а на катодах эти ионы разряжаются, осаждаясь на них слоем чистой меди. Электролит периодически обновляют. Часть примесей остается в электролите, а такие как Au, Ag, Se, Те, Pb, Sn, Pt выпадают в осадок — шлам, который выгружают из ванны и перерабатывают, извлекая ценные металлы.

Растворение анода длится 20—30 сут, катоды выгружают через 6—12 сут. Удельный расход электроэнергии равен 230-350 кВт * ч на 1 т меди.

Часть катодов направляют потребителям, а основное количество переплавляют для получения слитков и литых заготовок. Катоды расплавляют в отражательных и шахтных печах с отоплением природным газом, в электродуговых и индукционных печах. Жидкую медь разливают на карусельных разливочных машинах в вайербасы (заготовки для прокатки проволоки) или в слитки различной формы. Разливку производят также на установках непрерывной и полунепрерывной разливки, получая литые заготовки требуемого сечения. Применяют литейно-прокатные агрегаты, где отливаемую на УНРС заготовку обжимают в прокатных валках агрегата до получения прутка (катанки) или полосы.

Контрольные вопросы:

1.Объяснить классификацию металлургических процессов

2. Рассказать об металлургии меди.

3. Объяснить схемы пирометаллургического производства

Лекция 13. Металлургия алюминия Производство глинозема. Получение чернового алюминия и его рафинирование

План лекции:

1. Металлургия алюминия

2. Производство глинозема

3. Электролитическое получение алюминия

Металлургия алюминия

Свойства, применение, сырье

Алюминий обладает многими ценными свойствами: небольшой плотностью— около 2, 7 г/см³, высокой теплопроводностью — около 300 Вт/(м* К) и высокой электропроводностью 13, 8 * 10⁷ Ом/м, хорошей пластичностью и достаточной механической прочностью.

Алюминий образует сплавы со многими элементами. 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.

Сродство алюминия к кислороду очень большое. При его окислении выделяется большое 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 защищается от окисления этой пленкой и в расплавленном состоянии.

Из сплавов алюминия наибольшее значение имеют дюралюминий и силумины. В состав дюралюминия, кроме алюминия, входят 3, 4—4% Сu, 0, 5% Мn 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/см³). Механические свойства этого сплава повышаются после термической обработки и деформации в холодном состоянии. Сопротивление на разрыв повышается со 147—216 МПа до 353— 412 МПа, а твердость по Бринелю 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.

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 энергетике и электронике. Многие части искусственных спутников нашей планеты 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.

Основным современным способом производства алюминия является электролитический способ, состоящий из двух стадий. Первая — это получение глинозема (А1₂О₃) 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 А1₂О₃, гиббсит А1₂O₃ * 3Н₂O, бемит А1₂О₃* Н₂O, кианит 3А1₂О₃* 2SiO₂, нефелин (Na, К)₂O * А1₂O₃ * 2Si0₂, каолинит А1₂О₃ *2SiO₂* 2Н₂0 и 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 каолинита. Химический состав бокситов довольно сложен. Они часто содержат более 40 химических элементов. Содержание глинозема в них составляет 35—60 %, кремнезема 2-20%, оксида Fe₂O₃ 2-40%, окиси титана 0, 01-10%. Важной характеристикой бокситов является отношение содержаний в них А1₂O₃к SiO₂ по массе — так называемый кремневый модуль.

Кремневый модуль бокситов, поступающих для получения глинозема, должен быть не ниже 2, 6. Для бокситов среднего качества этот модуль составляет 5—7 при 46—48 %-ном содержании А1₂O₃, а модуль высококачественных — около 10 при 50 %-ном содержании А1₂О₃. Бокситы с более высоким содержанием А1₂O₃ (52 %) и модулем (10—12) идут для производства электрокорунда.

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 урти-тов. Большое месторождение уртитов находится на Кольском полуострове. Основные компоненты уртита — нефелин и апатит 3Са₃(РO₄)₂ * CaF₂. Их подвергают флотационному обогащению с выделением нефелинового и апатитового концентратов. Апатитовый концентрат идет для приготовления фосфорных удобрений, а нефелиновый — для получения глинозема. Нефелиновый концентрат содержит, %: 20—30 А1₂O₃, 42—44 SiO₂, 13-14 Na₂O, 6-7 К₂O, 3-4 Fe₂o₃ и 2-3 СаО.

Алуниты представляют собой основной сульфат алюминия и калия (или натрия) K₂SO₄ • Al₂(SO₄)₃ • 4А1(ОН)₃. Содержание Al₂O₃ в них невысокое (20—22 %), но в них находятся другие ценные составляющие: серный ангидрид SO₃ (~ 20 %) и щелочь Na₂O*К₂O (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 СаСО₃, при электролизе глинозема криолит Na₃AiF₆ (3NaF • A1F₃) и немного фтористого алюминия AlF₃, а также CaF₂ и MgF₂.

Производство криолита. Криолит в естественном виде в природе встречается очень редко и его производят искусственно из концентрата плавикового шпата (CaF₂). Процесс осуществляют в две стадии, первая — это получение плавиковой кислоты HF. Тонкоизмельченный CaF₂ смешивают с серной кислотой в трубчатых вращающихся печах при 200 °С. В печи протекает реакция: CaF₂+H₂SO₄=2HF+CaSO₄. Поскольку в плавиковом шпате содержится в качестве примеси Si0₂, образуется также немного летучей кремнефтористой кислоты H₂SiF₆. Газообразные HF и H₂SiF₆ после их очистки от примесей поглощаются в вертикальных башнях водой, в результате получают раствор плавиковой кислоты с кремнефтористой. Его очищают от H₂SiF₆, добавляя немного соды: H₂SiF₆+Na₂CO₃=Na₂SiF₆+H₂O+CO₂. Кремнефтористый натрий выпадает в осадок и получается очищенная плавиковая кислота. Вторая стадия — получение криолита. В раствор плавиковой кислоты добавляют А1(ОН)₃ и соду и проводят так называемый процесс варки криолита, в течение которого протекают следующие реакции:

6HF + А1(ОН)₃ = H₃A1F₆ + 3Н₂O (207)

2H₃A1F₆ + 3Na₂Co₃ = 2Na₃AlF₆ + 3CO₂ + 3H₂O. (208)

Криолит выпадает в осадок, его отфильтровывают и просушивают при температуре 130—150 °С.

Фтористый алюминий получают схожим способом, добавляя к плавиковой кислоте до полной ее нейтрализации гидроксид алюминия: 3HF + Al(OH)₃ = A1F₃ + 3Н₂O.

Производство глинозема

Технология производства алюминия состоит из двух стадий: первая — производства глинозема и вторая — электролитическое получение алюминия из 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 SiO₂ (с кремниевым модулем Al₂O₃/SiO₂ более 5—7), поскольку при росте количества SiO₂ все больше А1₂О₃ и используемой в процессе щелочи теряются из-за образования химического соединения Na₂O * А1₂О₃ * 2SiO₂ * 2Н₂O.

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 выделения глинозема из боксита — основан на выщелачивании, цель которого растворить содержащийся в боксите оксид алюминия А1₂О₃, избежав перевода в раствор остальных составляющих боксита (Si0₂, Fe₂O₃ и др.). В основе способа лежит обратимая химическая реакция:

А1₂О₃ • п Н₂O + 2NaOH = Na₂O * А1₂О₃ + (n + l)H₂O (209)

При протекании реакции вправо глинозем в виде алюмината натрия переходит в раствор, а при обратном течении реакции образующийся гидратированный А1₂О₃ выпадает в осадок. Упрощенная схема производства глинозема по способу Байера показана на рисунке 145. Ниже описаны основные операции это го способа.

Рисунок 146. Автоклав для выщелачивания боксита

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. Полученную при помоле пульпу направляют на выщелачивание. Для полного протекания приведенной выше реакции вправо (образования алюмината натрия) необходимы щелочная среда, высокое давление (~ 3 МПа), нагрев пульпы до 100—240 °С (в зависимости от сорта боксита) и ее длительное (около 2 ч) перемешивание. Такие условия обеспечиваются в автоклавах— сосудах, работающих под давлением. Применяемые автоклавы представляют собой (рис.245) 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 барбютером 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 А1₂О₃* Н₂O, А1₂O₃ * 3Н₂O и А1₂О₃ глинозем реагирует со щелочью (реакция приведена выше), переходя в Na₂O• А1₂О₃. В первый автоклав пульпу подают насосом, предварительно подогрев до ~ 150 °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 Na₂O * А1₂О₃) 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 Fe₂0₃) идет в отвал, шлам содержит, %: А1₂О₃ 12—18, SiO₂ 6—11, Fe₂0₃44-50, СаО 8-13.

4. Разложение алюминатного раствора, называемое также декомпозицией или выкручиванием проводят с целью перевести алюминий из «раствора в осадок в виде А1₂О₃ * 3Н₂O, для чего обеспечивают течение приведенной выше реакции выщелачивания влево, в сторону образования А1₂О₃* 3Н₂O. 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 А1₂О₃ * 3Н₂O перемешивать в течение 50—90 ч.

Этот процесс осуществляют в серии установленных последовательно и соединенных перепускными сифонами декомпозеров, через которые последовательно проходит пульпа (алюминатный раствор с выпадающими кристаллами гидрооксида алюминия). В серии устанавливают 10—11

Рисунок 145. Упрошенная схема производства глинозема по способу Байера

декомпозеров с механическим перемешиванием или 16—28 декомпозеров с воздушным перемешиванием пульпы.

Первые представляют собой баки диаметром до 8 м, в которых перемешивание осуществляют вращением вокруг вертикальной оси волокуш (гребков).

Декомпозеры второго типа, преимущественно применяемые в настоящее время, представляют собой цилиндрические баки высотой 25—35 м и объемом до 3000 м³; снизу в них подают сжатый воздух, перемешивающих пульпу.

5. Отделение кристаллов гидрооксида алюминия от
раствора и классификация кристаллов по крупности. После
декомпозиции пульпа поступает в сгустители, где гидро-
оксид отделяют от раствора. Полученный гидрооксид в гид-
росепараторах 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. Кальцинацию или обезвоживание гидрооксида алюминия осуществляют в футерованных шамотом трубчатых вращающихся печах диаметром 2, 5—5 и длиной 35—110 м, отапливаемых природным газом или мазутом. Гидрооксид медленно перемещается вдоль вращающегося барабана навстречу потоку горячих газов, температура которых повышается от 200—300 °С в месте загрузки до ~ 1200 °С вблизи горелки у разгрузочного торца барабана. При нагреве гидрооксида идет реакция: А1₂О₃ * 3Н₂O = А1₂О₃ + 3Н₂O, заканчивающаяся при 900 °С. Продуктом является глинозем А1₂О₃ (порошок белого цвета).

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.

Способ спекания применяют для получения глинозема из высококремнистых (> 6—8 % Si0₂) 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 °С) температурах и в последующем выщелачивании полученного спека. 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 Na₂C0₃, 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 °С в месте подачи пульпы до ~ 1300 °С в разгрузочном конце у горелки. При нагреве оксид алюминия превращается в водорастворимый алюминат натрия: А1₂О₃ + Na₂CО₃ = Na₂О • A1₂О₃ + CO,

Рисунок 147. Схема трубчатого выщелачивателя непрерывного действия

а кремнезем связывается в малорастворимые силикаты: SiО₂ + 2СаО = 2СаО *SiО₂. С содой реагирует также Fe₂О₃ боксита, образуя Na₂О * Fe₂О₃. 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 (цилиндричес-
ких сосудах, куда порциями загружают и выгружают спек), в
конвейерных выщелачивателях и др. Наиболее совершенными
являются трубчатые выщелачиватели непрерывного действия
(рис. 147). Загружаемый через бункер 1 в сосуд высотой
26 м спек благодаря непрерывной выгрузке секторными раз-
гружателями 2 движется вниз и промывается встречным потоком воды. В воде растворяется алюминат натрия, вода разлагает также феррит натрия Na₂О * Fe₂О₃ и Fe₂О₃ выпадает в осадок. Продуктами выщелачиватели являются алюминатный раствор и красный шлам, содержащий Fe₂О₃, Al₂О₃, SiО₂, СаО. 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 °С. В этих условиях вырастают кристаллы нерастворимого в воде соединения Na₂О * А1₂О₃ * 2SiО₂ * 2Н₂О (иногда к раствору добавляют известь, в этом случае образуются кристаллы СаО * А1₂О₃ * 2SiО₂*2H₂О). 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 А1₂О₃ • 3Н₂О (карбонизация заменяет декомпозицию в способе Байера). Карбонизацию осуществляют в сосудах цилиндрической или цилиндроконической формы объемом до 800 м³ пропусканием через раствор отходящих газов спекательных печей, содержащих 10—14 % СО₂. Газы перемешивают раствор, а С0₂ разлагает алюминат натрия:

Na₂О * А1₂О₃ + СО₂ + 3Н₂О = А1₂О₃ * 3Н₂ О+ Na₂CО₃ (210)

и гидроксид алюминия выпадает в осадок.

Далее проводят те же технологические операции, что и в способе Байера: отделение А1₂О₃ * 3Н₂О от раствора и кальцинацию — обезвоживание гидроксида алюминия прокаливанием в трубчатых печах с получением глинозема А1₂О_э.

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 выхода газов, где температура равна 200—300 °С, а в разгрузочном конце онна достигает 1300 °С. В процессе нагрева нефелин взаимодействует с известняком:

(Na, К)₂О* А1₂О₃* 2SiО₂ + 4СаСО₃= (Na, К)₂О *А1₂О₃ + 2(2СаО * SiО₂) + 4СО₂.

В результате этой реакции входящие в состав нефелина Na₂О и К₂О обеспечивают перевод глинозема в водорастворимые алюминаты, а СаО связывает кремнезем в малорастворимый двухкальциевый силикат. Получаемый спек охлаждают в холодильниках и дробят.

Выщелачиваниенефелинового спекасовмещают 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 (называемый белитовым), который идет на производство цемента.

Обескремнивание алюминатного раствора проходит в две стадии. Первую проводят в автоклавах в течение 1, 5—2 ч при температуре 150—170 °С; при этом в осадок выпадают содержащие кремнезем алюмосиликаты, этот осадок (белый шлам) идет в шихту для спекания.

Алюминатный раствор после первой стадии обескремнивания делят на две части. Одну часть далее подвергают карбонизации (так, как при переработке бокситов) с последующей декомпозицией, после чего получают в осадке гидрооксид алюмния и содощелочной раствор, идущий на выщелачивание спека.

Вторую часть алюминатного раствора дополнительно обескремнивают в мешалках с добавкой извести при ~ 95 °С в течение 1, 5—2 ч. При этом в осадок выпадает известково-силикатный 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 (К₂СО₃) и кальцинированную соду (Na₂CО₃); глубокое обескремнивание необходимо для получения этих товарных продуктов.

Кальцинация. Гидрооксид 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 получение 1 т 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.

⇐ Предыдущая 7 8 9 10 11 12 131415 16 Следующая ⇒