Екологічні проблеми у виробництві кольорових металів та алюмінію

Автор работы: Пользователь скрыл имя, 25 Сентября 2012 в 21:45, реферат

Краткое описание

Цель исследований - определение экологических проблем производств цветной металлургии.
Объект исследований - производственные процессы получения цветных металлов и их влияние на окружающую среду.

Содержание

Вступ…………………………………………………………….…………6
1. Загальна характеристика……………………………………..…………7
2. Принипові технологічні процеси у виробництві……………………..10
2.1 Виробництво алюмінію………………………………………………..10
2.1.2 Відновлення хлориду алюмінію марганцем (Toth - метод)………14
2.1.3 Отримання рафінованого алюмінію………………………………..14
2.1.4 Рафінування методом тришарового електролізу………………….15
2.1.5 Рафінування шляхом алюмоорганічних комплексних сполук і зонною плавкою…………………………………………………………………16
2.1.6 Отримання вторинного алюмінію …………………………………..17
2.1.7 Виробництво алюмінію технічної чистоти………………………….20
2.2 Виробництво кольорових металів…………………………………….20
2.2.1. Виробництво міді……………………………………………………..21
2.2.2 Виробництво магнію…………………………………………………29
2.2.3 Виробництво титану …………………………………………………29
3.Охорона навколишньго середовища та раціональне використання природних ресурсів……………………………………………………………31
Висновки ……………………………………………………………………36
Список використаних джерел ……………………………………………. 37

Вложенные файлы: 1 файл

Кольорова метал-1223.doc

— 207.50 Кб (Скачать файл)

До складу електроліту  промислових алюмінієвих електролізерів, крім основних компонентів - кріоліту, фтористого алюмінію і глинозему, входять невеликі кількості (у сумі до 8-9%) деяких інших солей - CaF2, MgF2, NaCl і LiF (добавки), які поліпшують деякі фізико- хімічні властивості електроліту і тим самим підвищують ефективність роботи електролізерів. Максимальний вміст глинозему в електроліті становить зазвичай 6-8%, знижуючись в процесі електролізу. По мірі збідніння електроліту глиноземом в нього вводять чергову порцію глинозему. Для нормальної роботи алюмінієвих електролізерів відношення NaF: AlF3 в електроліті підтримують в межах 2,7-2,8, додаючи порції кріоліту і фтористого алюмінію.

У виробництві алюмінію застосовують електролізери з самообпалювальними вугільними анодами і бічним або верхнім підведенням струму, а також електролізери з попередньо обпаленими вугільними анодами. Найбільш перспективна конструкція електролізерів з обпаленими анодами та, що дозволяє збільшити одиничну потужність агрегату, знизити питому витрату електроенергії постійного струму на електроліз, отримати більш чистий метал, поліпшити санітарно-гігієнічні умови праці і зменшити викиди шкідливих речовин в атмосферу.

2.2 Виробництво кольорових металів

Кольоровий  метал - технічна назва всіх металів  та їх сплавів (крім заліза і його сплавів, що називаються чорними металами).

2.2.1. Виробництво  міді.

Мідні руди характеризуються невисоким вмістом міді. Тому перед  плавкою тонкоподрібнену руду піддають механічному збагаченню; при цьому цінні мінерали відділяються від основної маси порожньої породи, у результаті отримують ряд товарних концентратів (наприклад, мідний, цинковий, піритний) і відвальні хвости.

У рудах мідь зазвичай знаходиться у вигляді сірчистих з'єднань (мідний колчедан або халькопірит CuFeS2, халькозін Cu2S, ковелін CuS), оксидів (куприт Cu2O, тенор CuO) або гідрокарбонатів (малахіт CuCO3 (Cu (OH2), азурит 2CuCO3 (Cu (OH) 2 ).

Порожня порода складається з піриту FeS, кварцу SiO2, карбонатів магнію і кальцію (MgCO3 і CaCO3), а також з різних силікатів, що містять Al2O3, CaO, MgO і оксиди заліза. У рудах іноді міститься значна кількість інших металів: цинк, олово, нікель, золото, срібло, кремній та інші.  
Руда ділиться на сульфідні, окислені і змішані. Сульфідні руди бувають звичайно первинного походження, а окислені руди утворилися в результаті окислення металів сульфідних руд.

У невеликих  кількостях зустрічаються так звані  самородні руди, в яких мідь знаходиться  у вільному вигляді.

У світовій практиці 80% міді витягають із концентратів пірометалургійними методами, заснованими на розплавлюванні всієї маси матеріалу.

Пірометалургійний спосіб придатний для переробки всіх руд і особливо ефективний у тому випадку, коли руди піддаються збагаченню. Основу цього процесу становить плавка, при якій розплавлена ​​маса поділяється на два рідких шара: штейн-сплав сульфідів і шлак-сплав окислів. У плавку потрапляють або мідна руда, або обпалені концентрати мідних руд. Випалення концентратів здійснюється з метою зниження вмісту сірки до оптимальних значень. Рідкий штейн продувають в конвертерах повітрям для окислення сірчистого заліза, перекладу заліза в шлак і виділення чорнової міді. Чорнову мідь далі піддають рафінуванню - очищення від домішок.

Підготовка руд до плавки.

Більшість мідних руд збагачують способом флотації. В результаті отримують мідний концентрат, що містить 8-35% Cu, 40-50% S, 30-35% Fe і порожню породу, головним чином складовими якої є SiO2, Al2O3 і CaO. 
Концентрати зазвичай обпалюють в окисному середовищі з тим, щоб видалити близько 50% сірки і отримати обпалений концентрат із вмістом сірки, необхідним для отримання при плавці досить багатого штейну. 
Випалення забезпечує гарне змішування всіх компонентів шихти і нагрівання її до 550-600°С і, в кінцевому підсумку, зниження витрати палива в відбивної печі в два рази. Однак при переплавці обпаленої шихти зростають втрати міді в шлаку і винесення пилу. Тому зазвичай багаті мідні концентрати (25-35% Cu) плавлять без випалу, а бідні (8-25% Cu) піддають випалу.

Виплавка мідного штейну

Мідний штейн, що складається в основному з сульфідів міді та заліза (Cu2S + FeS = 80-90%) та інших сульфідів, а також оксидів заліза, кремнію, алюмінію і кальцію, виплавляють в печах різного типу. 
Комплексні руди, що містять золото, срібло, селен і телур, доцільно збагачують так, щоб в концентрат була переведена не тільки мідь, але і ці метали. Концентрат переплавляють в штейні у відбивних або електричних печах.

Сірчисті, чисто мідні руди доцільно переробляти в шахтних печах. 
При високому вмісті сірки в рудах доцільно застосовувати так званий процес мідно-сірчаної плавки в шахтній печі з уловлюванням газів і витягом з них елементарної сірки.

У піч завантажують мідну руду, вапняк, кокс і оборотні продукти. Завантаження ведуть окремими порціями сирих матеріалів і коксу. У верхніх горизонтах шахти створюється відновлювальна середа, а в нижній частині печі - окислювальна. Нижні шари шихти плавляться, і вона поступово опускається вниз назустріч потоку гарячих газів. Температура у фурм досягається 1500°C, на верху печі вона дорівнює приблизно 450°С. Така висока температура газів, що відходять необхідна для того, щоб забезпечити можливість їх очищення від пилу до початку конденсації парів сірки. 
У нижній частині печі, протікають наступні основні процеси:

а) спалювання вуглецю коксу

C + O2 = CO2

б) спалювання сірки сірчистого заліза

2FeS + 3O2 = 2 FeO + 2SO2

в) утворення силікату заліза

2 FeO + SiO2 = (FeO) 2(SiO2)

Гази, що містять CO2, SO2, надлишок кисню та азот, проходять вгору через стовп шихти. На цьому шляху газів відбувається теплообмін між шихтою і ними, а також взаємодія CO2 з вуглецем шихти. При високих температурах CO2 і SO2 відновлюються вуглецем коксу і при цьому утворюється окис вуглецю, сірковуглець і оксисульфід вуглецю:

СО2 + С = 2СО

2SO2 + 5C = 4CO + CS2

SO2 + 2C = COS + CO

У верхніх горизонтах печі пірит розкладається по реакції:

FeS2 = Fe + S2

При температурі близько 1000°С плавляться найбільш легкоплавкі евтектики з FeS і Cu2S, в результаті чого утворюється пориста маса. 
У порах цієї маси розплавлений потік сульфідів зустрічається з висхідним потоком гарячих газів і при цьому протікають хімічні реакції, найважливіші з яких вказані нижче:

а) утворення сульфіміді з закису міді:

2Cu2O + 2FeS + SiO2 = (FeO) 2 (SiO2 + 2Cu2S;

б) утворення силікатів з оксидів заліза

3Fe2O3 + FeS + 3,5 SiO2 = 3,5 (2РеО (SiO2) + SO2;

3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5 (2РеО (SiO2) + SO2;

в) розкладання СаСО3 та утворення силікату вапна

CaCO3 + SiO2 = CaO (SiO2 + CO2);

г) відновлення сірчистого газу до елементарної сірки

SO2 + C = CO 2 + 1/2 S2

В результаті плавки виходять штейн, що містить 8-15% Cu, шлак що складається в основному з силікатів заліза та вапна, колошниковий газ, що містить S2, COS, H2S, і CO2. З газу спочатку витягують пил, потім з нього витягують сірку (до 80% S)

Щоб підвищити вміст міді в штейні, його піддають скорочувальній плавці. Плавку здійснюють у таких же шахтних печах. Штейн завантажують шматками розміром 30-100 мм разом з кварцовим флюсом, вапняком і коксом. Витрата коксу складає 7-8% від маси шихти. В результаті отримують збагачений міддю штейн (25-40% Cu) і оксисульфід (0,4-0,8% Cu).

Для переплавки концентратів, як уже згадувалося, застосовують відбивні й електричні печі. Іноді випалювальні печі розташовують безпосередньо над майданчиком відбивних печей з тим, щоб не охолоджувати обпалені концентрати і використовувати їх тепло. 
По мірі нагрівання шихти в печі протікають наступні реакції відновлення окису міді та вищих оксидів заліза:

6CuO + FeS = 3Cu2O + SO2 + FeO;

FeS + 3Fe3O4 + 5SiO2 = 5 (2FeO (SiO2) + SO2

В результаті реакції утворюється закису міді Cu2O з FeS виходить Cu2S:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO.

Сульфіди міді та заліза, сплавляючись між собою, утворюють первинний штейн, а розплавлені силікати заліза, стікаючи по поверхні відкосів, розчиняють інші оксиди і утворюють шлак.Благородні метали (золото і срібло) погано розчиняються в шлаку і практично майже повністю переходять в штейн.

Штейн відбивної плавки на 80-90% (по масі) складається з сульфідів міді та заліза. Штейн містить,%: 15-55 міді; 15-50 заліза; 20-30 сірки; 0,5-1,5 SiO2; 0,5-3,0 Al2O3; 0.5-2.0 (CaO + MgO); близько 2% Zn і невелика кількість золота і срібла. Шлак складається в основному з SiO2, FeO, CaO, Al2O3 і містить 0,1-0,5% міді. Витяг міді і благородних металів в штейн досягає 96-99%.

Конвертування мідного Штейна

У 1866 р. російський інженер Г. С. Семенніков запропонував застосувати конвертер типу бесемерівського  для продувки Штейна. Продувка Штейна знизу повітрям забезпечила отримання  лише напівсерністої міді (близько 79% міді) - так званого білого штейну. Подальше продування призводило до затвердіння міді. У 1880 р. російський інженер запропонував конвертер для продувки штейну з боковим дуттям, що і дозволило отримати чорнову мідь у конвертерах.

Конвертор роблять довжиною 6-10м, з зовнішнім діаметром 3-4 м. Продуктивність за одну операцію становить 80-100 т. футерують конвертер магнезитовою цеглою. Заливку розплавленого штейну і злив продуктів здійснюють через горловину конвертера, що розташована в середній частині його корпусу. Через ту ж горловину видаляють гази. Фурми для вдування повітря розташовані по утворюючій поверхні конвертера. Число фурм зазвичай становить 46-52мм, а діаметр фурми - 50мм. Витрата повітря досягає 800 м2/мін. У конвертер заливають штейн і подають кварцовий флюс, що містить 70-80% SiO2, і зазвичай деяку кількість золота. Його подають під час плавки, користуючись пневматичним завантаженням через круглий отвір в торцевій стінці конвертерів, або ж завантажують через горловину конвертера.

Процес можна  розділити на два періоди. Перший період (окислення сульфіду заліза з отриманням білого штейну) триває близько 6-24 годин залежно від  вмісту міді в штейні. Завантаження кварцевого флюсу починають з  початку продувки. У міру накопичення  шлаку його частково видаляють і заливають в конвертер нову порцію вихідного штейну, підтримуючи певний рівень штейну в конвертері.

У першому періоді  протікають наступні реакції окислення сульфідів:

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + 930360 Дж

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2 + 765600 Дж

Поки існує FeS, закис міді не стійка і перетворюється в сульфід:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

Закис заліза шлакується кварцовим флюсом, що додається в конвертер:

2FeO + SiO2 = (FeO) (SiO2)

При нестачі SiO2 закис заліза окислюється до магнетиту:6FeO + O2 = 2Fe3O4, який переходить в шлак. Температура штейна,що заливається в результаті протікання цих екзотермічних реакцій підвищується з 1100-1200 до 1250-1350°С. Більш висока температура небажана, і тому при продуванні бідних штейнів, що містять багато FeS, додають охолоджувачі - твердий штейн, сплески міді.

З попереднього випливає, що в конвертері залишається  головним чином так званий білий  штейн, що складається з сульфідів  міді, а шлак зливається в процесі  плавки. Він складається в основному  з різних оксидів заліза (магнетиту, закису заліза) і кремнезему, а також невеликих кількостей глинозему, окису кальцію і окису магнію. При цьому, як випливає з вищесказаного, зміст магнетиту в шлаку визначається вмістом магнетиту в шлаку визначається вмістом кремнезему. У шлаку залишається 1,8-3,0% міді.

Для її витягання  шлак в рідкому вигляді направляють  в відбивну піч або в горн шахтної печі.

У другому періоді, званому реакційним, тривалість якого  складає 2-3 години, з білого Штейна утворюється  чорнова мідь. В цей період окислюється сульфід міді і по обмінній реакції виділяється мідь:

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2

Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + O2

Таким чином, в результаті продування отримують чорнову мідь, що містить 98,4-99,4% - міді, 0,01-0,04% заліза, 0,02-0,1% сірки, і невелика кількість нікелю, олова, миш'яку , срібла, золота і конвертерний шлак, що містить 22-30% SiO2, 47-70% FeO, близько 3% Al2O3 і 1.5-2.5% міді.

Рафінування міді

Для отримання міді необхідної чистоти чорнову мідь піддають вогневому і електролітичному рафінуванню, і при цьому, крім видалення шкідливих домішок, можна витягти також благородні метали. Вогневе рафінування чорнової міді проводять в печах, що нагадують відбивні печі, які використовуються для виплавки штейну з мідних концентратів. Електроліз ведуть у ваннах,футерованих всередині свинцем або вініпластом

На більшості  сучасних заводів плавку ведуть у  відбивних або в електричних  печах. У відбивних печах робочий  простір витягнуто в горизонтальному  напрямку; площа поду 300 м2 і більше (30 м х 10 м); необхідне для плавлення тепло отримують спалюванням вуглецевого палива (природний газ, мазут) в газовому просторі над поверхнею ванни. В електричних печах тепло отримують пропусканням через розплавлений шлак електричного струму (струм підводиться до шлаку через занурені в нього графітові електроди.

Однак і відбивна, і електрична плавки, засновані на зовнішніх джерелах теплоти, - процеси недосконалі. Сульфіди, що становлять основні маси мідних концентратів, володіють високою теплотворною здатністю. Тому все більше впроваджуються методи плавки, в яких використовується теплота спалювання сульфідів (окислювач - підігріте повітря, повітря, збагачене киснем або технічний кисень). Дрібні, попередньо висушені сульфідні концентрати вдувають струменем кисню або повітря в розжарену до високої температури піч. Частинки горять у зваженому стані (киснево-зважена плавка).

Багаті кускові сульфідні руди (2-3% Сu) з високим вмістом сірки (35-42% S) у ряді випадків безпосередньо спрямовуються на плавку в шахтних печах (печі з вертикально розташованим робочим простором). В одній з різновидів шахтної плавки (мідносірна плавка) в шихту додають дрібний кокс, що відновлює у верхніх горизонтах печі SO2 до елементарної сірки. Мідь у цьому процесі також концентрується в штейн. Добутий при плавці рідкий штейн (в основному Cu2S, FeS) заливають в конвертер - циліндричний резервуар з листової сталі, викладений зсередини магнезитовою цеглою, забезпечений бічним рядом фурм для вдування повітря і пристроєм для повертання навколо осі. Через шар штейна продувають стисле повітря.

Информация о работе Екологічні проблеми у виробництві кольорових металів та алюмінію