Технология основных производств и промышленные выбросы

Федеральное агентство по образованию
Уральский государственный лесотехнический университет
Е.В. Купчинская
Технология основных
производств и промышленные
выбросы»
Курс лекций
для специальностей 241000.62
«Энерго- и ресурсосбергающие процессы
в химической технологии, нефтехимии и биотехнологии»
Направление 280700.62 «Техносферная безопасность»
для очного и заочного отделений
Екатеринбург 2015
Лекция 1. Черная металлургия
Доменное производство
Для обеспечения нормального хода металлургического процесса
и получения чугуна, заданного сорта нужно получить шихту, состоящую из трех основных частей, взятых в заранее рассчитанном, строго
определенном соотношении:
1. Железорудный материал;
2. Кокс – главный источник тепловой энергии, он выполняет также роль восстановителя (железо в рудах содержится обычно в окисленном состоянии)
3. Флюсы – материалы, необходимые для уменьшения температуры плавления пустой породы.
Любая руда или концентрат содержит большее или меньшее количество пустой породы. В состав железных руд в качестве пустой
породы обычно входят следующие соединения:
Al 2 O 3 (t пл = 20400C), CaO (t пл =25700C), SiO 2 (t пл =17280C), MgO
(t пл =28000C). Однако при определенных соотношениях указанных
оксидов образуются легкоплавкие составы, температура плавления
которых не превышает 1300оС. Соотношение кислых и основных оксидов для этого должно быть близко к единице:
(Al 2 O 3 + SiO 2 ): (CaO + MgO) = 1:1
Обычно в пустой породе железных руд преобладают кислые оксиды (Al 2 O 3 и SiO 2 ), поэтому в качестве флюсов используется известняк или известь.
Общая характеристика железных руд
Железная руда - это горные породы, содержащие железо в такой
форме и в таком количестве, что его экономически целесообразно извлекать при современном уровне развития техники. К железным рудам относятся:
- красный железняк (основной минерал - гематит – Fe 2 O 3 ) – это
богатые железные руды с содержанием железа не менее 55 % , содержат небольшое количество вредных примесей.
- магнитный железняк (основной минерал - магнетит – Fe 3 O 4 ) отличается от остальных железных руд магнитными свойствами, содержит не менее 50 % железа, но часто содержит вредные примеси,
особенно серу.
2
- бурый железняк (основной минерал - лимонит – Fe 2 O 3 х nH 2 O)
обычно это бедные железные руды, содержание железа не превышает
35-40 %.Часто содержат повышенное количество фосфора.
Подготовка руд к плавке
Перед загрузкой в доменную печь руду необходимо измельчить,
усреднить, частично удалить пустую породу. Для этого руду подвергают той или иной подготовке.
В наиболее сложных случаях руда подвергается полному комплексу операций, который включает в себя:
1. Дробление, измельчение и классификация
2. Обогащение.
3. Усреднение.
4. Окускование.
Дробление, измельчение и классификация
Дробление проводят в несколько этапов:
- крупное дробление 1500-250 мм
- среднее дробление 250-50 мм
- мелкое дробление 50-5 мм
- измельчение до 02,-0,4 мм.
Для дробления используют щековые (рис.1) (для крупного и
среднего дробления), конусные (рис.2) (для крупного, среднего и
мелкого дробления), валковые (рис.3) (для среднего и мелкого дробления), молотковые (для среднего и мелкого дробления) дробилки.
Рис.1. Схема щековой дробилки: 1-подвижная щека; 2 – неподвижная щека; З - разгрузочное отверстие; 4 - привод дробилки; 5распорные плиты; 6-регулировочнне пластины.
Измельчение проводят в шаровых или стержневых мельницах.
Грохочение – это разделение материала на классы крупности при
помощи решеток или механических сит для частиц диаметром более 1
мм.
3
Классификация – разделение материалов по классам крупности на
основе разности скоростей падения, для частиц меньше 1 мм (бывает
водная и воздушная).
Обогащение
Обогащение – это процесс, который обеспечивает повышение
содержания полезного компонента и уменьшение содержания
вредных примесей путем отделения рудного минерала от пустой
породы.
Рис. 2 . Схема конусной дробилки: 1 – неподвижнй конус; 2подвижный конус; З - вращающийся верткальный стакан.
Рис.3 . Валковая дробилка: I - рама; 2 - дробяшие валки; З - подшипники; 4 - салазки; 5-тяга с пружиной; 6-регулировочкие прокладки.
4
В результате обогащения получают концентрат и хвосты. Для
обогащения руд используют целый ряд методов.
Водная промывка.
Для водной промывки используют бутары (рис. 4) или корытные
мойки (рис.5).
Данный способ обогащения используют для руд с плотными минералами и рыхлой пустой породой. При использовании бутар руда
подается внутрь сетчатого вращающегося барабана, орошаемого
сверху водой. В результате рыхлая пустая порода вымывается из барабана, а плотный минерал выгружается из барабана. Метод отличается низкой эффективностью, так как в хвостах остается до 25 % железа. Расход воды составляет 3-5 м3/т руды.
Рис. 4. Схема работы бутары.
Рис. 5 . Схема работы корытной мойки
Отсадка.
5
При использовании этого метода зерна различного удельного веса
расслаиваются под действием струи воды, пульсирующей в вертикальном направлении. Отсадочные машины бывают с подвижным и
неподвижным решетом, чаще с неподвижным (рис. 5). Руда в тонкоизмельченном состоянии загружается в отсадочную машину. За счет
вращения шкива диафрагма колеблется, в результате чего обеспечивается пульсация столба жидкости. Что приводит к тому, что более
легкие частицы пустой породы поднимаются вверх, а более тяжелые
частицы рудного минерала опускаются вниз.
Рис. 6. Схема работы отсадочной машины
с неподвижным решетом
Гравитационное обогащение проводится в тяжелых средах,
то есть плотность жидкости должна быть больше плотности пустой
породы. В качестве среды используются тяжелые органические жидкости и концентрированные растворы солей. Руду подают в тонкоизмельченном виде. После перемешивания со средой смесь отстаивают:
пустая порода поднимается кверху и скапливается на поверхности, а
рудный минерал оседает на дно.
Магнитная сепарация – это наиболее распространенный способ
обогащения железных руд. Может использоваться только для сильномагнитных руд. В частности для магнитного железняка. Бурый и
красный железняк можно подвергнуть восстановительному обжигу, в
результате которого Fe 2 O 3 перейдет в Fe 3 O 4 , и тогда эти руды тоже
можно будет подвергать магнитной сепарации.
6
Рис. 7 Схема магнитной сепарации
Магнитная сепарация бывает сухая (при размере частиц больше 3
мм) и мокрая (при размере частиц меньше 0,1 мм). При размере частиц 0,1-3 мм может использоваться как сухая, так и мокрая магнитная сепарация. Схема магнитной сепарации представлена на рис. 6.
Флотация.
Для железных руд флотация используется редко, обычно используется для сульфидных минералов, в частности для обогащения
руд цветных металлов. Флотация основана на различии гидрофильности и гидрофобности свойств рудного минерала и пустой породы.
Флотация бывает прямая и обратная. При прямой флотации
рудный материал поднимается вверх, а пустая порода оседает вниз, а
при обратной – наоборот.
Усреднение
Неоднородность химического состава шихты крайне отрицательно влияет на показатели доменного процесса. Наиболее важное значение имеет содержание железа. Увеличение содержания железа
приводит к остыванию печи, что особенно нежелательно. Необходимо, чтобы содержание железа изменялось не более чем на 0,3-0,5 % .
Также необходимо и постоянство состава пустой породы, так как при
изменении ее состава необходимо изменять количество добавляемых
в шихту флюсов. Процесс усреднения идет на всех этапах подготовки,
транспортировки и хранения руды.
Лекция 2
Окускование
Окускование – это процесс превращения мелких железорудных
материалов в кусковые, необходимых размеров. Существует два основных способа окускования, используемых в доменном производстве:
7
- агломерация.
- окомкование (получение окатышей).
Агломерация
Агломерация – это процесс окускования мелких руд и концентратов
спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого
материла или подвода тепла извне. Это металлургическая подготовка
руды к плавке, в результате которой происходит образование пористого офлюсованного материала.
При агломерации кроме окускования в шихте происходят следующие процессы:
- удаляется частично сера и мышьяк;
- разлагаются карбонаты;
- происходит частичное шлакообразование.
Основные этапы агломерации:
1. Дозировка компонентов. В состав шихты входят следующие
компоненты:
- железосодержащий материал 40-50 %;
- возврат или мелкий агломерат (размер частиц не более 10 мм) –
20-30%;
- известняк (размер частиц не более 2 мм) – 15-20 %;
- твердое топливо (коксик размер частиц не более 3 мм) – 4-8 %.
2. Смешение. Все компоненты шихты подают во вращающийся
барабан.
3. Окомкование – происходит при подаче в барабан 6-9 % воды.
При такой влажности обеспечивается хорошая газопроницаемость
получаемого агломерата. При влажности более 9 % шихта превращается в полужидкую массу.
4. Спекание – проводят на колосниковой решетке.
Под решеткой создают разрежение 7-10 кПа. Для начала процесса
специальным устройством нагревают верхний слой шихты до температуры 1200-13000С, при этом топливо воспламеняется и зона горения
движется сверху вниз со скоростью от 10 до 40 мм/мин. В зоне горения температура 15000С, а отходящие газы выходят с температурой
150-2000С. Схема агломерационного процесса представлена на рис. 7.
8
7
6
5
4
3
2
1
Рис. 8. Схема агломерационного процесса
1 – колосниковая решетка; 2 – постель (возврат; крупность от 10
до 25 мм; высота слоя 30-35 мм); 3-6 – зоны переувлажнения, сушки,
подогрева, горения; 7 – готовый агломерат.
В процессе агломерации идут следующие реакции:
C + O 2 → CO 2 + Q
CO 2 + C → 2CO + Q
Fe 2 O 3 + CO → 2Fe 3 O 4 + CO 2
Fe 3 O 4 + CO → 3FeO + CO 2
CaCO 3 → CaO + CO 2 ↑ - Q
CaO + SiO 2 → CaO*SiO 2
3FeS 2 + 8O 2 → Fe 3 O 4 + 6SO 2
2SO 2 + O 2 → 2SO 3
CaSO 4 ↔ CaO + SO 3
В процессе агломерации выгорает сульфидной серы 90-98 % и 7080% сульфатной.
Преимущества офлюсованного агломерата:
- Исключение из доменной плавки эндотермической реакции разложения известняка, и как следствие, снижение расхода кокса;
- улучшение восстановительной способности газов в домне из-за
уменьшения разбавления их углекислым газом;
- улучшение процесса шлакообразования, т.к. в офлюсованном
агломерате окислы уже плотно контактируют друг с другом;
- уменьшение содержания серы не менее чем на 70 %.
Все это обеспечивает снижение расхода кокса на 6-15 %.
9
Производство окатышей.
Окатыши получают из тонкоизмельченных железорудных концентратов с размером частиц менее 0,1 мм. Окатыши прочнее агломерата, поэтому при необходимости перевозки для окускования используют именно этот метод. Процесс производства окатышей состоит из
двух стадий:
1.
Получение сырых окатышей;
2.
Упрочнение сырых окатышей (подсушка при температуре
0
300 С, обжиг при температуре 1200-13000C).
концентрат
CaCO3
4
1
2
3
H2O
I
II
III
10мм
5
7
6
Рис. 9 Схема получения окатышей
1 – шихтовые бункера; 2 – транспортер; 3 – смесительный барабан; 4 – бункер бентонита; 5 – тарельчатый гранулятор; 6 – ленточная
обжиговая машина; 7 – вентилятор; 8 – грохот.
I – зона сушки; II – зона обжига; III – зона охлаждения.
10
8
В состав шихты для получения окатышей входят: железорудный
концентрат, известняк, возврат, бентонит (мелкодисперсная белая
глина) в количестве 1,5 %, которая служит для упрочнения окатышей.
Из шихтовых бункеров (рис.9) компоненты шихты поступают на
транспортер 2, а затем в смесительный барабан 3, где идет сухое смешение. Сухая смесь подается на транспортер, туда же дозируется бентонит, после чего смесь поступает на гранулятор 5, туда же подается
вода (8-10 % от общей массы шихты). Обычно используются тарельчатые грануляторы, в которых при круговом движении смесь шихты
с водой и бентонитом постепенно превращается в гранулы-комки. Из
гранулятора выгружаются окатыши размером от 10 до 20 мм. Оптимальных условий окатывания достигают подбором угла наклона тарели (40-600) и частоты вращения (6-8 об-1). Сырые окатыши подают на
ленточную обжиговую машину 6 для сушки, обжига и охлаждения.
Верх ленты перекрыт камерами в соответствии с делением на зоны сушки, обжига и охлаждения. В зоне сушки окатыши подогреваются до 250-4000С газами, поступающими из зон обжига и охлаждения. В зоне обжига окатыши нагреваются до температуры 120012500С продуктами горения газообразного или жидкого топлива, просасываемыми через слой окатышей на колосниковой решетке машины. А в зоне охлаждения окатыши охлаждаются принудительно подаваемым холодным воздухом.
Охлажденные окатыши разгружаются на грохот 8: фракция
больше
10 мм идет в доменное производство, а менее 10 мм – возврат, который возвращается в голову процесса.
Промышленные выбросы, образующиеся при подготовке
руды, их очистка
В процессе дробления образуются газы, содержащие значительное количество пыли. Методы снижения выбросов: герметизация
оборудования и очистка этих газов с использованием сухих инерционных аппаратов (циклоны и пылеосадительные камеры) и мокрая
пылеочистка с использованием скрубберов различной конструкции;
В процессе обогащения промывкой образуются сточные воды в
количестве 5-7 м3 на 1 т руды. Содержание взвешенных веществ в них
составляет до 30 г/л. Данные сточные воды практически безвредны.
Их осветляют в шламонакопителях и возвращают в производство.
11
Осветленные сточные воды содержат не более 100 мг/л взвешенных
веществ, а для промывки можно использовать воду с содержанием
взвешенных веществ до 1000 мг/л.
В процессе флотации образуются сточные воды, загрязненные
взвешенными веществами и флотореагентами. Содержание взвешенных веществ составляет 100-120 г/л, флотореагентов – 40-60 мг/л. После осветления в шламонакопителях содержание взвешенных веществ
снижается до 200 мг/л, что не позволяет использовать воду для флотации (концентрация взвешенных веществ не должна превышать 100
мг/л). Поэтому проводят реагентную доочистку сточных вод. В качестве реагентов используют сульфат железа (концентрация 100-120
мг/л) и известь (концентрация 100-150 мг/л), что позволяет уменьшить содержание взвешенных веществ до 50-80 мг/л.
В процессе обжига при агломерации образуются газы, которые
имеют следующий состав: пыль до 4 г/м3, CO 2 2-10 %; CO – 0,1-3 %;
SO 2 + SO 3 –
0,1-0,6 %. Газ подают на очистку. Для очистки от пыли используют циклоны и пылеосадительные камеры, электрофильтры, а также
мокрую пылеочистку. При использовании мокрой пылеочистки происходит также частичное удаление оксидов серы. Для более полного
удаления оксидов серы необходимо использовать в качестве поглощающей среды щелочные растворы. При использовании щелочных
растворов эффективность очистки от оксидов серы составляет 90-98
%.
На аглофабриках расход воды составляет 0,5 м3/т агломерата.
Сточные воды образуются, в основном, в процессе мокрой пылеочистки, а также при санитарной обработке оборудования. Сточные
воды содержат до 20 г/л взвешенных веществ, pH до 12. Их осветляют
в отстойниках - шламонакопителях. Затем проводят дополнительное
обезвоживание в сгустителях, после чего шлам возвращают на агломерацию.
Получение чугуна
Основным аппаратом для извлечения железа из железных руд является доменная печь. Общая высота внутреннего пространства печи
составляет 25-30 м, а с учетом фундамента и загрузочных устройств
может достигать 70 м. Доменная печь относится к типу шахтных печей, то есть ее рабочее пространство вытянуто в вертикальном
направлении. Горизонтальное сечение домны – это окружность.
12
Рис.10 Доменная печь
1 - колошник; 2 - шахта; 3 распар; 4 заплечики; 5 - горн; 6
большой конус; 7 - кольцевая труба для дутья; 8 - фурменный рукав; 9
-фурма для дутья; 10 - чугунная летка; 11 - шлаковая летка; 12 - шлаковый желоб; 13 - колонна шахты; 14 - огнеупорная футеровка; 15 металлическая защита колошника; 16 - металлический кожух печи; 17
- вертикальный холодильник; 18 - горизонтальные коробчатые холо-
13
дильники; 19 - кладка горна; 20 - желоб для чугуна и шлака, уходящего при выпуске чугуна; 21 - скимер
В вертикальном сечении домна состоит из 5 зон. Верхняя часть
печи, через которую проводят загрузку шихты называется колошник.
Основной частью по объему является шахта.
(перегородка для отделения шлака от чугуна); 22 - перевал; 23 желоб для отвода чугуна; 24 - фундамент печи
Самая широкая часть домны – распар, который через заплечики
переходит в регорн. В верхней части заплечиков находятся фурмы
для подачи воздуха. В горне находятся отверстия (летки) для слива
чугуна и шлака.
Во время доменной плавки идут следующие процессы:
H2Oж → H2Oп
С + O 2 → CO 2 + Q
CO 2 + C → 2CO + Q
3Fe 2 O 3 + CO → 2Fe 3 O 4 + CO 2
Fe 3 O 4 + CO → 3FeO + CO 2
FeO + CO → Fe + CO 2
CaCO 3 → CaO + CO 2 - Q
2CaO + SiO 2 →2 CaO * SiO 2
Домна работает непрерывно, загрузку шихты и слив чугуна и
шлака проводят периодически.
В домну через фурмы подается воздух, нагретый до температуры
10000С. Попадая в слой кокса, воздух быстро расходуется на взаимодействие с углеродом кокса и уже на расстоянии 2 м от фурм газ не
содержит кислорода. Поскольку горение кокса в доменной печи происходит при недостатке кислорода, конечным продуктом горения является не углекислый газ, а окись углерода. Образовавшийся газ с
температурой 20000С поднимается вверх. Нагревая шихту, газ охлаждается и выходит из печи через колошник с температурой 2003000С. При движении через шихту газ участвует в восстановительных процессах, в результате чего часть СО превращается в СО 2 .
В результате доменного процесса образуется чугун, который имеет следующий состав:
Fе - 91-94 %; C - 3,5-4,5 %; 1-5 % примеси (соединения серы,
фосфора, марганца и т.д.)
14
Особенностью доменной плавки является то, что чугун скапливается под слоем шлака и шлак является регулятором состава чугуна.
Выпуск чугуна и шлака проводится через 1-2 часа.
Выплавляемые в доменной печи чугуны в зависимости от способа
дальнейшего использования делятся на 3 группы:
передельные – основное количество. Направляются в сталеплавильное производство;
литейные – используются в литейном производстве. Основной
особенностью литейных чугунов является высокое содержание кремния и фосфора. Эти примеси повышают жидкотекучесть.
специальные – используются для определенных целей.
Колошниковый газ. Его очистка
Колошниковый газ имеет следующий состав:
CO – 20-40 %; CH 4 – 0,1-0,3 %; H 2 – 1,4-5 %; CO 2 – 3,5-20 %; N 2 – 4060 %;
запыленность – 15-20 г/м3; температура 200-2500С; количество газа
составляет – 2-3 тыс. м3/т чугуна
Колошниковый газ взрывоопасен, поэтому, если его без очистки
выбрасывают в атмосферу, то в межконусное пространство подают
воду.
Для использования колошникового газа в качестве топлива проводят его очистку от пыли в сухих пылеуловителях инерционного или
центробежного типа, а затем доочистку – в мокрых пылеуловителях.
После очистки газ собирается в газгольдеры, откуда подается на сжигание.
Доменный шлак, его использование
Доменный шлак имеет следующий состав: SiO 2 – 33-40 %;
Al 2 O 3 – 4-16 %; CaO – 30-50 %; MgO – 1-7 %; Fe – 0,3-1 %.
В год образуется до 100 млн. тонн доменных шлаков.
В настоящее время доменные шлаки перерабатываются практически полностью. Существуют следующие методы переработки шлаков:
- метод гранулирования
- получение шлаковой пемзы
- получение литого шлакового щебня
- получение шлаковаты.
Гранулирование шлака
Шлаковый расплав подают в приемный лоток, откуда он подается
на гранулятор, который представляет собой полый барабан, снабжен15
ный полостями, вращающийся со скоростью 250-300 об/мин. Гранулирование шлака осуществляется за счет поступающей в приемный
лоток воды, частично охлаждающей и вспучивающей шлак.
Затвердевание гранул шлака происходит в воздухе при их отбрасывании лопастями барабана на специальную площадку.
Гранулированный шлак используют как наполнитель для бетонов
и как добавку при производстве портландцемента (до 15 % по массе).
Получение шлаковой пемзы
Для получения шлаковой пемзы в траншею подают небольшое
количество воды, на воду подают расплавленный шлак. Происходит
испарение воды. Пары воды вспучивают шлаковую массу. Получается
легкий пористый материал – шлаковая пемза, которая используется
как наполнитель для легких бетонов. Шлаковая пемза в 2-3 раза дешевле керамзита.
Получение литого шлакового щебня
Литой щебень получают следующим образом: расплавленный
шлак заливают в траншею, в которой он медленно охлаждается и
остывает. Полученную массу дробят и рассеивают на грохотах. Используют в дорожном строительстве и как наполнитель для бетонов.
Получение шлаковаты
Для получения шлаковаты шлаковый расплав заливают в ванную
печь, добавляют бой стекла для увеличения кислотности расплава и
при перемешивании нагревают до температуры 1350-14000С. Затем
полученный расплав подают на центрифугу, где под действием центробежных сил расплавленная масса превращается в волокно. Волокна осаждают на движущейся сетке. После охлаждения их разрезают
на куски нужной длины.
Получение шлакового цемента.
Шлак размалывают и получают шлаковый цемент, который обладает низкими вяжущими свойствами. Однако если к шлаку добавить
щелочные добавки (оксиды кальция и натрия или соду) в количестве
не более 5 %, то полученный цемент будет обладать хорошими вяжущими свойствами. Он называется шлакощелочной. Его себестоимость
примерно в 3 раза меньше, чем себестоимость портландцемента.
16
Лекция 3. Производство стали
Основные реакции сталеплавильных процессов
Процесс получения стали - процесс окислительный. Сталь – результат окисления примесей чугуна. Окислителем в сталеплавильном
процессе обычно является кислород.
При написании реакций будем пользоваться следующими обозначениями:
О – газовая фаза; [0] – фаза металла; (0) – фаза шлака
Окисление углерода
Реакция окисления углерода является основным процессом, а образующаяся газовая фаза перемешивает металл, выравнивает его состав и температуру. Окисление углерода идет по следующим реакциям:
2 [C] + O 2 → 2CO + Q
[C] + (FeO) → CO + [Fe] + Q
[C] + [O] → CO + Q
Окисление и восстановление марганца
Процессы окисления марганца протекают при относительно невысоких температурах:
2[Mn] + O 2 = 2(MnO) + Q
[Mn] + (FeO) = (MnO) + [Fe] + Q
[Mn] + [O] = (MnO)
При высоких температурах марганец способен восстанавливаться:
(MnO) + [C] = [Mn] + CO
(MnO) + [Fe] = [Mn] + (FeO)
Процессы окисления и восстановления марганца идут в зависимости от температуры и состава шлака.
Окисление кремния
Окисление кремния идет по следующим реакциям:
[Si] + O 2 = (SiO 2 ) + Q
[Si] + 2(FeO) = (SiO 2 ) + 2[Fe] + Q
[Si] + 2[O] = (SiO 2 ) + Q
При высоких температурах может происходить и восстановление
кремния.
(SiO 2 ) + 2[C] = [Si] + 2CO
(SiO 2 ) + 2[Fe] = [Si] + 2(FeO)
17
Окисление фосфора
Окисление фосфора идет по следующим реакциям:
4[P] + 5O 2 = 2(P 2 O5 ) + Q
2[P] + 5(FeO) = (P 2 O 5 ) + 5[Fe] + Q
2[P] + 5[O] → (P 2 O 5 ) + Q
Фосфор является одной из наиболее вредных примесей. Он способен восстанавливаться при повышенной температуре, высоком содержании кремния и низком содержании FeO в шлаке. Для того, чтобы наиболее полно удалить фосфор, необходимо:
- обеспечение окислительной среды, в частности высокого содержания FeO в шлаке.
- наличие шлаков, содержащих мало фосфора (частая смена шлака)
- поддержание относительно невысокой температуры.
Окисление серы
Сера наряду с фосфором является наиболее вредной примесью.
Окисление серы идет на поверхности раздела фаз, поэтому для увеличения эффективности необходимо интенсивное перемешивание.
Окисление серы идет по следующим реакциям:
[FeS] + (CaO) = (CaS) + (FeO)
[FeS] + (MnO) = (MnS) + (FeO)
Наиболее полному удалению серы способствует наличие шлаков
с высоким содержанием CaO, низкая окисленность фазы металла
(низкое содержание кислорода в фазе металла), низкая концентрация
серы в шлаке, интенсивное перемешивание металла со шлаком, высокая температура.
Удаление газов из стали
Содержание газов в стали (водорода, азота, кислорода) должно
быть минимальным, т.к. их присутствие приводит к ухудшению качества стали, в первую очередь к уменьшению ее прочности.
Водород и азот удаляются вместе с СО в результате так называемого кипения ванны.
Для удаления кислорода проводят раскисление стали, т.е. удаление кислорода путем связывания его в оксиды мeталлов, имеющих
большее сродство к кислороду, чем железо. Обычно в качестве раскислителей используют кремний и алюминий. Раскисление идет по
следующим реакциям:
3[O] + 2[Al] → (Al 2 O 3 )
18
2[O] + [Si] → (SiO 2 )
Раскисление бывает 2-х видов:
глубинное - раскислители вводят в глубину металла. В этом случае требуется определенное время для того, чтобы продукты раскисления всплыли на поверхность металла и перешли в шлак.
диффузионное – раскислители в тонкоизмельченном виде подают
на шлак, покрывающий металл. Сначала происходит раскисление
шлака, затем раскисление металла, т.е. процесс идет на границе раздела фаз.
Шихтовые материалы сталеплавильного производства
В состав шихты для получения стали входят:
1. Металлосодержащие материалы: чугун, металлолом (скрап)
2. Окислители: воздух, чистый кислород, железная руда
3. Флюсы: известняк, бокситы.
Чугун может быть использован как в жидком виде, так и в твердом. Металлолом образуется на металлургических предприятиях, в
процессе металлообработки. Также широко используется амортизационный металлолом. Его состав не всегда известен, он может содержать вредные примеси, поэтому необходимо проводить подготовку
металлолома. Обычно его прессуют, дробят, обжигают. Затраты на
подготовку металлолома меньше затрат на выплавку чугуна.
Лекция 4
Конвертерный способ получения стали
Конвертерным способом получают более 50 % стали. Этот метод
разработал и в 1856 г. осуществил английский металлург Генри Бессемер.
При получении стали этим методом, проводят продувку жидкого
чугуна воздухом в реторте-конвертере через установленную в днище
конвертера фурму. При этом примеси, присутствующие в чугуне,
окисляются. Этот процесс идет с выделением тепла, в результате чего
температура повышается до требуемых для окисления серы значений.
Поэтому при использовании этого метода не требуется топливо.
Если для продувки использовать воздух, то сталь имеет ряд недостатков: высокое содержание азота в стали; невысокое качество
стали; нельзя было использовать металлолом. Поэтому в 50-х годах
XX века было предложено вести продувку не воздухом, а кислоро-
19
дом. Метод стал называться кислородно-конвертерным. Он имеет
следующие преимущества:
- возможность переработки чугуна любого состава;
- высокое качество полученной стали;
- низкая себестоимость из-за того, что используется до 30 %
скрапа.
Рис. 11 Схема конвертера
Конвертер изнутри футерован огнеупорным кирпичом (рис.11).
Толщина стенок составляет 700-1000 мм. Используется водоохлаждаемая фурма.
Стадии производства стали:
1. Загрузка металлолома;
2. Заливка чугуна;
3.
Продувка кислородом;
4.
Загрузка флюсов (осуществляется порциями в течение
всей плавки);
5.
Слив стали и шлака.
6.
Стадии 1-2 проводятся в наклонном положении; 3-4 проводятся в вертикальном положении;
Продувка кислородом – основная стадия процесса. Ее продолжительность составляет 15-30 минут.
Очистка конвертерных газов
В результате продувки чугуна кислородом образуются газы, которые содержат большое количество пыли, СО и имеют температуру
1600-1700оС, что делает этот газ взрывоопасным. Существует несколько методов очистки конверторных газов.
20
Очистка конвертерных газов c дожиганием СО
Между конвертором и газоотводящим трактом всегда имеется зазор. При отводе газа из конвертера в этом зазоре создают разряжение,
что обеспечивает улавливание газов, выделяющихся из конвертера.
При этом по периметру газовой струи, поступающей в газоход, подсасывается наружный воздух, что приводит к сгоранию СО.
Таким образом, в систему газоочистки поступают продукты сгорания конверторного газа, работа с которыми безопасна. Перед системой газоочистки часто устанавливают котел-утилизатор, где газ
охлаждается до 5000С и образуется пар с температурой до 3000С. Если
тепло не используют, то для охлаждения газа впрыскивают воду.
Состав газа после дожигания:
СО 2 - 31%; N 2 - 60%; О 2 – 9%; SO2 до 50мг/м3, фториды до 100
мг/м3.
Запыленность 100-150 г/м3.
Для очистки от пыли используются инерционные, центробежные
аппараты, для доочистки используется мокрая пылеочистка или рукавные фильтры и электрофильтры. После доочистки содержание пыли не превышает 10 мг/м3.
Очистка конвертерных газов без дожигания СО
В этом случае проводят отвод газа без доступа воздуха, для этого
разъем уплотняют. Газоход предварительно продувают азотом.
Газ имеет следующий состав:
СО 2 – 17%; N 2 – 16%; СО – 67 %; SO 2 до 70 мг/м3, фториды до
200 мг/м3.
Запыленность до 200 г/м3.
Количество газа, поступающего на очистку, в этом случае значительно меньше, чем в случае очистки газа после дожигания СО – следовательно, система газоочистки дешевле.
Для очистки от пыли используются инерционные, центробежные
аппараты, для доочистки используется мокрая пылеочистка или рукавные фильтры. После доочистки содержание пыли не превышает 10
мг/м3.
Газ взрывоопасен, поэтому нельзя использовать сухие электрофильтры. Также необходимо уделять повышенное внимание герметичности оборудования, и каждый конвертор должен иметь отдельный газоход.
Газоходы при использовании этого метода практически не подвержены коррозии, так как СО – сильный восстановитель.
21
Уловленная пыль в основном содержит оксиды железа и направляется в доменное производство.
Лекция 5
Мартеновское производство стали
Этот метод был разработан французским металлургом Пьером
Мартеном, который 8 апреля1864 сварил свою первую плавку.
Мартеновская сталь высококачественная и довольно дешевая.
Воздух и газ проходят через насадки регенераторов (рис.12) и нагреваются до температуры 1000-12000С. Затем они попадают в печь, где
газ сгорает, образуя факел с температурой 1800-19000C. Затем они
попадают в печь, где газ сгорает, образуя факел с температурой 180019000C. Пройдя через пространство печи, раскаленные продукты сгорания газа попадают в другую пару регенераторов, отдают тепло и
уходят к котлу-утилизатору.
Рис. 12 Схема устройства мартеновской печи
Насадки регенератора с правой стороны охлаждаются, а с левой –
нагреваются. Когда правые насадки охладятся, проводят переключение подачи воздуха и газа с помощью специальных клапанов. Из регенераторов газ выходит с температурой 500-7000С и подается в котел-утилизатор, где охлаждается до температуры 2000С.
Воздух подается в печь в некотором избытке, для обеспечения
окисления примесей.
Рабочее пространство печи ограничено сверху сводом, снизу подом. В передней стенке находятся завалочные окна для загрузки
твердой шихты и заливки чугуна. Завалочные окна закрывают специ-
22
альными футерованными крышками с гляделками, через которые
наблюдают за ходом плавки.
На границе задней стенки и пода находятся сталевыпускные отверстия. В качестве топлива используют природный или коксовый
газ, мазут, каменноугольную пыль.
Температура факела должна быть не ниже 17500С.
Ход плавки:
- заправка печи – это поддержание в рабочем состоянии всех элементов огнеупорной кладки.
- завалка шихты. Твердая шихта подается в специальных чугунных коробах, объемом более 3м3, установленных на тележках.
- прогрев шихты - идет 1-1,5 часа.
- заливка чугуна – проводится по специальному желобу, устанавливаемому в завалочные окна.
- плавление – основная стадия, идет в течение нескольких часов.
С момента заливки чугуна в печь подается максимальное количество
топлива.
- доводка – обеспечивается требуемый состав металла путем ввода добавок.
- раскисление и легирование.
Продолжительность плавки 6-12 часов.
Особенности технологии мартеновской плавки.
1.Тепло к ванне поступает сверху, а отводится снизу.
Температура шлака всегда больше температуры металла.
Толщина шлака составляет 50-500 мм.
Рабочая глубина ванны до 1500 мм.
Выравниванию температуры способствуют пузырьки СО, образующиеся в результате окисления углерода (идет «кипение ванны»).
2.Жидкий металл находится под слоем шлака. Все добавки подают на шлак, и только через шлак они поступают в металл.
Состав и температура шлака определяют качество стали.
Шлак должен обеспечивать в одни периоды плавки интенсивный
переход кислорода из атмосферы печи в металл, а в другие – предохранять металл от окисления.
Шлак препятствует насыщению металла азотом и водородом.
Очистка мартеновских газов
Газы выходят из печи с температурой 500-6000С. Они имеют следующий состав: СО 2 – 5%, СО – не более 1%, N 2 – 74%, пары воды –
до 7%, О 2 – до 14%, S – до 100 мг/м3. Запыленность – до 10 г/м3.
23
СО обычно дожигают в специальной камере, после чего газ поступает на очистку. Для очистки от пыли используются электрофильтры, мокрая пылеочистка, рукавные фильтры.
Очистка сточных вод сталеплавильного производства
Сточные воды образуются в результате мокрой очистки газов и
санитарной уборки оборудования. Расход сточной воды составляет 16 м3 на одну тонну стали.
Концентрация взвешенных веществ: средняя – 3г/л, максимальная
– до 17 г/л.
Сточные воды подвергаются осветлению в отстойниках или гидроциклонах, для интенсификации процесса можно применять коагулянты. Образующийся шлам направляют в сгустители, пресс-фильтры
или вакуум-фильтры, для обезвоживания.
Шлам содержит до 95% оксидов железа, поэтому его направляют
в доменное производство.
Утилизация сталеплавильных шлаков
Состав сталеплавильных шлаков: СаО – 30-55%, SiO2 – 16-22%,
Al 2 O 3 – 1-10%, MgO – 6-14%, FeO – 6-18%.
Сталеплавильные шлаки используются для производства стройматериалов. Основное количество шлаков идет на изготовление щебня (~50%), 20% - перерабатывается в минеральные удобрения и шлаковату.
Лекция 6. Цветная металлургия
К черным металлам относятся железо, хром и марганец. Все
остальные металлы относятся к цветным. Цветные металлы делятся
на группы:
1.
тяжелые – Cu, Ni, Co, Pb, Zn, Sn.
2.
легкие – Al, Mg, Ca, K, Na, Ba, Be, Li.
3.
благородные – Au, Ag, Pt, Ir, Ro, Pd, Os.
4.
редкие и рассеянные – Mo, W, Va, Ti, Sc и др.
Производство меди
В год выпускают до 4 млн. тонн меди. Она используется в основном в электротехнике, так как имеет высокую электропроводность.
Сырьем для производства меди служат медные руды:
- медный колчедан (халькопирит) – CuFeS 2 .
- халькозин Cu 2 S
24
- ковелин CuS
- куприт Cu 2 О
- тенорит CuO
- малахит CuCO 3 *Cu(OH) 2 .
Пустая порода состоит из пирита, кварца, карбонатов магния и
кальция.
Все медные руды делятся на сульфидные, окисленные и смешанные.
Сульфидные руды имеют следующий состав:
Сu – 1-6%, Fe – 1-40%, S – 9-45%, Zn – 1-6%, SiO 2 – 5-55%, Al 2 O 3
– 2-12%, CaO – до 4%, MgO – до 1,5%.
Окисленные руды имеют следующий состав:
Cu – ~2%, Fe - ~1%, S – 0.1-0.2%, SiO 2 – 60-68%, Al 2 O 3 – 10-16%,
оксиды Cu и Mg – 0.5%.
Для получения меди используют два основных метода:
- гидрометаллургический метод используют только при переработке бедных окисленных руд.
- пирометаллургический метод используется для переработки
любых руд. В настоящее время этот метод является основным способом получения меди.
Подготовка медных руд к плавке
Основными этапами подготовки медных руд к плавке являются:
1.
дробление, измельчение
2.
обогащение
3.
окускование
Дробление и измельчение проводятся с использованием того же
оборудования, что и в черной металлургии.
Обогащение проводится обычно методом флотации. В результате
обогащения получают медный концентрат, содержащий 8-35% меди,
40-50% серы и 30-35% железа.
Окускование проводят методами агломерации, окатывания и брикетирования. Агломерация и получение окатышей проводится также
как в черной металлургии.
Метод брикетирования
В состав шихты входят: руда и брикетная мелочь - 87-90%; трепел (осадочный кремнезем, содержащий до 75% SiО2 ) – 6-8%; известь
(размер частиц до 3 мм) – 4-5%.
Всю шихту подают в смесительный барабан, туда же подают пар
и немного воды. Там идут процессы смешения и гашения извести. За25
тем смесь из барабана подают в бункер и на пресс, где получают брикеты. Их направляют на пропарку, которая идет 5-6 часов при температуре 1750C и повышенном давлении. При этом идет процесс взаимодействия извести с кремнеземом:
Ca(OH) 2 + SiO 2 + 1,5H 2 O => CaO*SiO 2 * 2,5H 2 O
В результате взаимодействия образуется гидросиликат кальция,
который придает прочность брикетам, служит связующим.
Обжиг медного концентрата
Обжиг проводится для удаления излишков серы, кроме того, он
обеспечивает хорошее смешение всех компонентов шихты и нагревание ее до температуры 500-6000С.
Однако при плавке обожженных концентратов увеличиваются
потери меди с шлаком и повышается унос пыли, поэтому богатые
медные концентраты с содержанием меди более 25% плавят без обжига, бедные (с содержанием меди менее 25%) – обжигают.
Обжиг ведут в печах различной конструкции. Наиболее эффективными являются печи кипящего слоя, которые обеспечивают высокое содержание сернистого газа, что позволяет использовать отходящие газы для производства серной кислоты.
При обогащении дутья кислородом до 25% производительность
печей возрастает на 26% , а до 27% - на 38 %, кроме того увеличивается концентрация SO 2 в отходящих газах.
В процессе обжига шихту нагревают до 750 - 800 0С, сульфиды
загораются и обжиг затем идет автотермично (т. е. без подвода тепла
извне). Температура обжига не должна превышать 850 0С, чтобы не
происходило спекания шихты. Поэтому содержание серы не должно
превышать 27%.
Для поддержания температуры на необходимом уровне к шихте
добавляют флюсы (в первую очередь известняк ).
Получение черновой меди
Получение черновой меди идет в несколько этапов.
Плавка медных концентратов на штейн
В печь загружают медный концентрат, известняк и кокс. Загрузку
ведут отдельными порциями (колошами). В нижней части печи находятся фурмы для подачи воздуха.
26
В нижней части печи создается окислительная атмосфера, а в
верхней - восстановительная. Температура у фурм составляет 1500 0С,
а на выходе из печи газы имеют температуру 400 – 450 0С.
В нижней части печи идут следующие процессы:
С + О 2  CO 2 + Q
2FeS + 3O 2  2FeO + 2SO 2 + Q
2FeO + SiO 2  (FeO) 2 *SiO 2
2Cu 2 O + 2FeS + SiO 2  2Cu 2 S + (FeO) 2 *SiO 2
В верхней части печи:
CO 2 + C  2CO
2SO 2 + 5C  4CO + CS 2
SO 2 + 2C COS + CO
В результате этих процессов образуется штейн, содержащий от
15% до 40% меди, и шлак, состоящий из силикатов железа и кальция.
Кроме того образуется колошниковый газ, содержащий СО, СО 2 ,СOS,
СS 2 .
Во время плавки штейн выпускается периодически, а шлак –
непрерывно в специальные ковши.
Конвертирование медного штейна
Конвертер имеет цилиндрическую форму (рис. 13), изнутри футерован магнезитовым кирпичом. Размеры: длина - 6-10 м , диаметр - 34 м.Количество фурм 46-52, диаметр - 50 мм.
В конвертор заливают штейн и подают кварцевый флюс, содержащий 70-80% SiO 2 . Флюс подают и во время плавки.
Процесс конвертирования можно разделить на 2 периода:
Первый период – окислительный. Во время этого периода происходит окисление сульфида железа с получением белого штейна. Продолжительность периода - 6-25 часов, в зависимости от содержания
меди. По мере накопления шлака его частично удаляют и заливают в
конвертор новую порцию штейна, поддерживая уровень постоянным.
Во время первого периода идут следующие процессы:
2FeS + 3O 2  2FeO + 2SO 2 + Q
2Cu 2 S + 3O 2  2Cu 2 O + 2SO 2 + Q
( но пока есть FeS , Cu 2 O накапливаться не будет, так как сродство железа к кислороду выше, чем меди.):
Cu 2 O + FeS  Cu 2 S + FeO
2FeO + SiO 2  (FeO) 2 *SiO 2
В результате всех этих процессов температура повышается с
1100-1200 0С до 1300-1350 0С. Более высокая температура
27
Рис. 13. Конвертер
1-горловина; 2-отверстие для загрузки флюса;
3-воздушные фурмы
нежелательна, поэтому при конвертировании штейна с высоким содержанием FeS добавляют охладители (твердый штейн или медный
концентрат).
К концу первого периода в конвертере накапливается белый
штейн, содержащий до 80% меди, ~ 20% серы и незначительное количество примесей; и шлак, содержащий до 3% Cu , 60-70% FeO, 1728% SiO 2 .
Второй этап называется реакционный. На этом этапе из белого
штейна получают черновую медь. Продолжительность этапа 2-3 часа.
Во время второго этапа идут следующие процессы:
2Cu 2 S + 3O 2  2Cu 2 O + 2SO 2 + Q
2Cu 2 O + Cu 2 S  6Cu + 2 SO 2
Черновая медь содержит 97,5 – 99,5% меди, примеси: Fe, S, Ni,
Sn, As, Sb, Au,Ag. Также образуется шлак, который содержит до 3,5%
Cu, 45-70 % FeO , 22-30% SiO 2 .
Шлаки конвертирования возвращают на плавку, кроме того образовавшийся газ, содержащий 4-6 % SO 2 , можно использовать для
производства серной кислоты.
Затем черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию.
28
Лекция 7
Огневое рафинирование черновой меди
Цель огневого рафинирования: перевести в шлак примеси, имеющие большее сродство к кислороду, чем медь.
Огневое рафинирование проводят при температуре 1130-1150 0С
в отражательных печах. Длительность - несколько суток.
Этапы рафинирования:
а) расплавление меди;
б) окисление примесей;
в) удаление растворенных газов;
г) раскисление меди;
д) разливка.
Окисление примесей
Основная реакция этой стадии:
4Cu + O 2  2 Cu 2 O
Эта реакция идет вследствие преобладающей массы меди. Затем
идет реакция взаимодействия оксида меди с примесями:
Cu 2 O + Me  MeO + 2 Cu
В результате окисления образуется шлак (2-3% от массы меди,
подвергающейся рафинированию), который содержит до 50% Cu, 540% SiO 2 , 5-10% оксидов металлов. Этот шлак возвращают на конвертирование.
Удаление растворенных газов
После удаления шлака в ванну опускают сырое дерево. При этом
происходит бурное выделение паров воды, что способствует перемешиванию меди, завершению окисления серы, удалению SO 2 и др. газов. Также для удаления газов можно использовать природный газ.
Раскисление. Основная задача раскисления - понижение содержания оксида меди.
При проведении раскисления ванну покрывают слоем угля, продувают природным газом, а если использовали жерди, то их погружают глубже и на более длительное время.
При продувке природным газом идет реакция:
4Cu 2 O + CH 4  CO 2 + 2H 2 O + 8Cu
Если используется уголь или жерди, то идет следующая реакция:
2Cu 2 O + C  CO 2 + 4Cu
29
Coдержание Cu 2 O понижается с 10-12% до 0,3-0,5% . Содержание
меди после огневого рафинирования составляет 99-99,5%.
Электролитическое рафинирование меди
Электролиз ведут в ваннах ящичного типа, футерованных свинцом. Размеры ванны:
Длина -5,5 м, высота - 1 м, ширина – 1,2 м
В качестве анодов используется медь после огневого рафинирования, в качестве катодов - тонкие листы электролитической меди.
В качестве электролита используют раствор сульфата меди с
концентрацией 30 -40 г/л, подкисленный серной кислотой . Температура процесса 55-70 0С. В процессе электролитического рафинирования на электродах идут следующие реакции:
А: Cu0 – 2e Cu2+
К: Cu2+ + 2e  Cu0
В процессе электролиза присутствующие в анодной меди растворимые примеси переходят в электролит, благородные металлы и нерастворимые химические соединения концентрируются в шламе, который выгружают через 5 – 12 дней и направляют на извлечение благородных металлов.
Содержание меди после электролитического рафинирования составляет 99,9 %.
Накапливающиеся в электролите примеси ухудшают процесс
электролиза и качество катодной меди, поэтому электролит приходится периодически менять.
Способы регенерации электролита
Электролиз с нерастворимым анодом
При использовании этого метода раствор отработанного электролита подвергают электролизу с нерастворимым анодом. При этом
на электродах идут следующие реакции:
К: Cu2+ + 2e  Cu0
A : 2H 2 O – 4e  O 2 +4H+
При использовании этого метода достигается только эффективное
извлечение меди из электролита, причем качество ее тем хуже, чем
выше содержание примесей в отработанном электролите. Расход
электроэнергии в несколько раз больше, чем при электролитическом
рафинировании.
30
Переработка отработанного электролита на купорос
При использовании этого метода расплавленную черновую медь с
добавками серы выливают тонкой струей в большую емкость с водой,
чтобы получить гранулы с развитой поверхностью, которые загружают в вертикальную цилиндрическую башню. Туда же подают раствор
отработанного электролита, нагретый до 80 – 95 0С, и обеспечивают
циркуляцию этого раствора. В башне идет следующая реакция:
2Cu + 2H 2 SO 4 + O 2  2CuSO 4 + 2H 2 O
Процесс ведут до тех пор пока рН не достигнет 4,5-5,5. При этом
образуются основные соли сурьмы, мышьяка и железа в нерастворимом состоянии. Их отделяют от раствора фильтрованием и направляют на переработку. При этом удаляется до 95 % мышьяка и сурьмы.
Продолжительность нейтрализации до 24 часов.
После осветления раствор подвергают упариванию до плотности
1,45 – 1,48 г/см3 , затем направляют на кристаллизацию, в процессе
ּ
которой образуются кристаллы CuSO 4 ◌5H
2 O. Полученную пульпу
направляют на центрифугу, отфугованные кристаллы сушат и получают медный купорос первого сорта. Маточный раствор вновь подвергают упариванию, центрифугированию, сушке и получают купорос, но уже второго сорта. Затем раствор направляют на электролиз,
где выделяют медь до ее остаточного содержания 0,5-1 г/л и после
этого раствор опять упаривают и получают грязный никелевый купорос.
P
P
R
R
R
R
Лекция 8. Производство алюминия
Алюминий и его сплавы применяются в авиации, наземном
транспорте, пищевой промышленности. По общему производству
алюминий занимает второе место в мире после железа.
Электролитический метод получения алюминия
В настоящее время электролитический метод – это основной метод получения алюминия. При получении алюминия электролиз ведут
не из раствора, а из расплава, так как алюминий находится в ряду активности значительно раньше водорода, следовательно при электролизе растворов солей алюминия на катоде будет восстанавливаться не
алюминий, а водород.
Сырьем для производства алюминия служат алюминиевые руды,
плавиковый шпат, известняк и сода.
Алюминиевые руды: бокситы, апатиты, нефелины, каолины.
Наиболее часто используются бокситы. Они содержат более 40 химических элементов, основные компоненты бокситов:
31
Al 2 O 3 – 28-70 % , SiO 2 – 0,5-20% , Fe 2 O 3 – 2-50% , TiO 2 – 0,0110% .
б) плавиковый шпат (СаF 2 ). В чистом виде в природе он не встречается, обычно он загрязнен кремнеземом, оксидами железа и алюминия.
Плавиковый шпат обогащают промывкой или флотацией. После
обогащения содержание СаF 2 достигает 95 % .
Производство алюминия складывается из трех основных этапов:
1. производство глинозема
2. получение криолита
3. получение из него металлического алюминия
Производство глинозема
Существуют различные методы получения глинозема :
- химико-термические методы
- кислотные методы
- щелочные методы
Щелочные методы наиболее распространены. К ним относится
метод Байера. Это один из лучших методов, но пригоден для переработки только высокосортных бокситов с содержанием кремнезема
не более 3 % .
Основные операции:
Подготовка боксита
Бокситы дробят и измельчают в мельницах, куда кроме бокситов
подают щелочь и оборотный раствор. Полученную сырую пульпу
направляют на выщелачивание.
Выщелачивание
Его осуществляют в автоклавах при температуре 105-240 0С и
давлении до 3,5 МПа. Для подогрева используют острый пар. В процессе выщелачивания идут следующие реакции:
Al 2 O 3 •3H 2 O + 2NaOH  Na 2 O •Al 2 O 3 + 4H 2 O
Al 2 O 3 •H 2 O + 2NaOH  Na 2 O •Al 2 O 3 + 2H 2 O
SiO 2 + NaOH  Na 2 O •SiO 2 + H 2 O
Na 2 O •Al 2 O 3 + 2(Na 2 O •SiO 2 ) + 4H 2 O  Na 2 O •Al 2 O 3
•2SiO 2 •2H 2 O↓
+ 4NaOH
При высоком содержании кремния теряется большое количество алюминия и щелочи. В процессе выщелачивания в раствор переходят соединения алюминия, а в осадке остаются соединения железа, титана а также соединения кремния.
32
Промывка
Образующуюся пульпу разбавляют промывными водами и подают в сгуститель, где при температуре 90 0С происходит отделение
красного шлама от алюминатного раствора. Этот раствор направляют
на следующую стадию, а красный шлам промывают горячей водой.
Осветленные промывные воды подают на разбавление следующей
порции алюминатной пульпы. Красный шлам из сгустителя направляют в шламонакопитель.
Декомпозиция (разложение алюминатного раствора)
Алюминатный раствор разбавляют водой и охлаждают, что приводит к гидролизу алюмината натрия.
Na 2 O •Al 2 O 3 + 4H 2 O  2NaOH + 2Al(OH) 3 ↓
Процесс ускоряют добавляя кристаллы гидроксида алюминия в
качестве затравки.
Продолжительность декомпозиции 50 – 75 часов при медленном
перемешивании.
Выделение гидроксида алюминия
Пульпу подают в гидроциклоны, где кристаллы гидроксида алюминия разделяются по классам крупности. При этом выделяют продукционную часть осадка, которая на 50-60% состоит из частиц размером более 50 мкм.
Более мелкие частицы возвращают на декомпозицию. Из гидроциклонов продукционную часть осадка направляют на вакуумфильтры на обезвоживание.
Упаривание маточного раствора
Маточный раствор подвергают упариванию с целью выделения
излишков воды из процесса. В результате получают пульпу, содержащую кристаллы Na 2 CO 3 . Ее подвергают каустизации:
Na 2 CO 3 +Ca(OH) 2  2NaOH + CaCO 3 ↓
Карбонат кальция отделяют отстаиванием, а осветленный раствор
возвращают на стадию выщелачивания.
Обезвоживание гидроксида алюминия
Осадок образующийся на вакуум-фильтре подают в трубчатые
печи или печи кипящего слоя, где идет разложение гидроксида алюминия при температуре 1200 0С:
2Al(OH) 3  Al 2 O 3 + 3H 2 O
Степень извлечения глинозема составляет 85-87% .На производство 1т глинозема расходуется 2-2,5 т боксита, 70-90 кг NaOH, 120 кг
извести, 280 кВт часов электроэнергии.
33
Если бокситы содержат > 3% SiO 2 , то применяют химикотермические методы, например, метод спекания.
Смесь боксита, соды и известняка нагревают до 1100-12000 во
вращающихся трубчатых печах, при этом идут следующие реакции:
SiO 2 + 2CaCO 3  SiO 2 •2CaO + 2CO 2 ↑
Na 2 CO 3 + Al 2 O 3  Na 2 O•Al 2 O 3 + CO 2 ↑
Затем полученный спек размалывают и проводят выщелачивание горячей водой. При этом алюминат натрия растворяется, а кремний остается в спеке, т.к. силикат кальция практически нерастворим.
Дальнейшая переработка ведется также, как в методе Байера.
Производство криолита
Криолит может быть получен кислотным или щелочным способом. Кислотный способ наиболее распространен.
Получение криолита идет в 2 стадии:
Получение фтористого водорода
Фтористый водород получают из плавикового шпата. Для этого
тонкоизмельченный концентрат плавикового шпата обрабатывают
серной кислотой и нагревают в трубчатых вращающихся печах до
200-250 0С. При этом идут следующие реакции:
CaF 2 + H 2 SO 4  CaSO 4 + 2HF↑
SiO 2 + 4HF  SiF 4 + 2H 2 O
SiF 4 + 2HF  H 2 SiF 6 ↑
Газообразные продукты после очистки от пыли поглощают водой
в вертикальных башнях. При этом образуется раствор плавиковой
кислоты с примесью кремнефтористой кислоты. Для очистки от
кремния к этому раствору добавляют соду:
H 2 SiF 6 + Na 2 CO 3  Na 2 SiF 6 ↓ + H 2 O + CO 2 ↑
Кремнефтористый натрий отделяют фильтрованием, и очищенный раствор направляют на вторую стадию.
Производство фтористых солей
Для получения криолита в раствор плавиковой кислоты последовательно вводят гидроксид алюминия и соду:
6HF + Al(OH) 3  H 3 AlF 6 + 3H 2 O
2H 3 AlF 6 + 3Na 2 CO 3  2Na 3 AlF 6 ↓ + 3H 2 O + 3CO 2 ↑
Полученный криолит отфильтровывают и сушат. Для получения
фторида алюминия раствор плавиковой кислоты приводят во взаимодействие с гидроксидом алюминия:
34
3HF + Al(OH) 3  AlF 3 + 3H 2 O
Для получения фторида натрия – с содой:
2HF + Na 2 CO 3  2NaF + H 2 O + CO 2 ↑
Лекция 9
Электролитическое получение металлического алюминия
Алюминий получают путем электролиза глинозема, растворенного в криолите. Для снижения температуры плавления вводят специальные добавки: фториды кальция и магния и хлорид натрия – общее
количество добавок не более 8% . Содержание глинозема в электролите - 12% .
Такой состав позволяет вести процесс при 950-970 0С.
Электролиз ведут в алюминиевой ванне глубиной 400-600 мм.
Катодом служит поверхность жидкого алюминия, соприкасающаяся с
электролитом. Анод используется угольный, самоспекающийся.
Глинозем поступает в ванну сверху. При этом вследствие охлаждения наружным воздухом на поверхности возникает корочка электролита. На боковой поверхности ванны образуется слой застывшего
электролита – гарниссаж. Он предохраняет футеровку от разрушения
и утепляет ванну. Алюминий накапливается на подине под слоем
электролита. Его извлекают раз в трое суток с помощью вакуумного
ковша или сифона.
На катоде выделяется алюминий, так как он является самым электроположительным из всех катионов. На аноде выделяется кислород,
который взаимодействует с углеродом анода с образованием СО и
СО 2 .
Отходящие газы направляются на очистку.
Самоспекающиеся аноды изготавливают из остатков после крекинга нефти и перегонки каменноугольной смолы, которые характеризуется малой зольностью и представляют собой вязкую массу.
Связующим служит пек – это промежуточный продукт перегонки каменноугольной смолы, имеющий температуру размягчения 45-80 0С.
Полученную после смешения массу загружают в специальный каркас,
и постепенно вся эта органическая масса из каркаса опускается вниз в
электролизную ванну. При нагревании этой массы происходит коксование, затвердевание ее, в результате чего анод в своей нижней части приобретает твердость, прочность и повышенную электропроводность.
35
Очистка алюминия от примесей
Для очистки от неметаллических и газообразных примесей, а
также от соединений натрия, магния и кальция расплавленный алюминий продувают хлором и отстаивают в электропечах. При этом
идет реакция:
2Al + 3Cl 2  2AlCl 3
процесс идет при температуре 700 0С. В этих условиях AlCl 3 находится в газообразном состоянии. При прохождении через расплавленный
алюминий пузырьков AlCl 3 они адсорбируются на частицах глинозема, фторидах металлов и угле. Пузырьки вместе с твердой фазой поднимаются наверх и образуют на поверхности рыхлый серый слой, который удаляют. Кроме того, пропускание хлора способствует удалению газов из металла. После очистки содержание Al составляет 99,5 –
99,8 %. Для большинства потребителей он пригоден, но иногда требуется более чистый алюминий, и тогда его подвергают более глубокой
очистке зонной плавкой, либо дистилляцией через субсоединения.
Зонная плавка
Зонная плавка основана на том, что растворимость примесей в
твердом металле ниже, чем в расплавленном. Для зонной плавки из
алюминя отливают прутки диаметром 15-20 мм и длиной 250-300 мм.
Один пруток кладут в лодочку из очень чистого графита. Лодочку
помещают в кварцевую трубку, в которой создают вакуум ( остаточное давление 10-4 мм.рт.ст. ) – для предотвращения окисления алюминия.
Вокруг кварцевой трубки помещают кольцевой индуктор, соединенный с источником электрического тока высокой частоты. Под индуктором пруток расславляется, и возникает зона жидкого алюминия.
Индуктор передвигают вдоль прутка со скоростью 1мм/мин. После 10-15 прогонов пруток извлекают и 80-100 мм отрезают. Остальная часть содержит 99,9999% Алюминия.
Дистилляция через субсоединения
Очистка через субсоединения протекает при пропускании парообразного хлорида или фторида алюминия над расплавленным алюминием при температуре более 10000С. В этих условиях алюминий
взаимодействует с хлоридом алюминия по реакции:
AlCl 3 + 2Al ↔ 3AlCl
При понижении температуры до 700-8000С идет обратная реакция, то есть AlCl разлагается на металлический Al и AlCl 3 . Примеси
36
не перегоняются. Содержание алюминия после очистки этим методом
составляет 99,99999 %.
Источники пылегазообразования и очистка
отходящих газов
В процессе добычи и транспортировки бокситов образуется сухая
пыль, очистку от которой ведут с использованием циклонов, пылеосадительных камер, рукавных фильтров. Мокрое пылеулавливание
не используется, т.к. получается вязкий шлам, который трудно удалять.
При производстве глинозема источником образования пыли являются печи обжига гидроксида алюминия. Количество пыли достигает 50 % от массы готового продукта. Содержание пыли составляет
10-25 г/м3. Для очистки используют батарейные циклоны и сухие
электрофильтры. Причем циклоны устанавливают непосредственно
над печами, и уловленная пыль возвращается на обжиг. Пыль из электрофильтров тоже возвращают в печь.
При электролизе из ванн выделяются газы, содержащие HF, CO,
CO 2 , пыль. Электролизеры снабжены системами газоотвода. Газы
очищают двумя способами:
Мокрый способ
Газы подают в скруббер, который орошается известковым молоком или раствором соды. При этом идут следующие реакции:
Са(ОН) 2 + 2HF  CaF 2 ↓ + 2H 2 O
Na 2 CO 3 + 2HF  2NaF + H 2 O + CO 2
Этим методом улавливается 97 % HF. Полученный плавиковый
шпат и раствор фтористого натрия используют для получения криолита и фтористых солей.
Сухой способ
Используются сухие скрубберы. Улавливающей средой служит
глинозем, который может адсорбировать до 4 % HF от своей массы.
Глинозем вводят в поток газа через сопла или используют скрубберы
с кипящим слоем. Эффективность удаления HF не менее 99 % . Остаточная концентрация HF не более 1 мг/м3. Использованный глинозем
направляют в электролизер, а газы после скрубберов направляют в
электрофильтры и рукавные фильтры для очистки от пыли.
Переработка и использование бокситовых шламов
37
В процессепроизводства глинозема образуется два вида шламов:
байеровские и спекательные. Байеровские шламы (их еще называют
«красные») имеют следующий состав: Fe 2 O 3 – 40-48%, Al 2 O 3 – 1015%, CaO – 10-15%, SiO 2 – 5-10%, Na 2 O – 2,5-3%.
Основная фракция(50-70% частиц) размером меньше 5 мкм,
удельная поверхность – 10-20 м2/г.
Спекательные шламы (их еще называют «белые») имеют следующий состав: CaO – 40-45%, Sio 2 – 15-20%, Fe 2 O 3 – 20-25%, Al 2 O 3 –
8-10%, Na 2 O – 4,5 -5%.
Частицы, размером больше 50 мкм составляют более 90%.
Удельная поверхность 10-60м2/г. Существует целый ряд методов,
позволяющих использовать шламы глиноземного производства.
Комплексная переработка Байеровского шлама на чугун,
глинозем и цемент
Промытый красный шлам подают в емкость с мешалкой, туда же
добавляют гашеную известь. При температуре 900С идет реакция
восстановления щелочи:
Na 2 O + Ca(OH) 2  2NaOH + CaO.
Полученный слабый раствор щелочи направляют в глиноземное
производство. Шлам отфильтровывают и подают в трубную мельницу, туда же подают известняк и уголь. Влажность полученной смеси
составляет 35%. Ее сушат в распылительной сушилке. Высушенную
шихту направляют в плавильную печь для получения чугуна. Шлак,
образующийся в процессе плавки, выливают в специальные канавы,
где, охлаждаясь, он растрескивается и рассыпается. Затем его доизмельчают и направляют на выщелачивание содовым раствором в реакторы с мешалкой:
Al 2 O 3 + Na 2 CO 3 Na 2 O∙Al 2 O 3 +CO 2
Полученный раствор отфильтровывают и подают в глиноземное
производство, а отфильтрованный осадок в цементное производство.
Использование красных шламов для окускования
железных руд и концентратов
Красный шлам можно использовать в качестве заменителя бентонита. В красном шламе содержание железа в 5-7 раз больше, чем в
бентоните, а кремнезема в 5-7 раз меньше. Прочность получаемых
окатышей такая же, как при использовании бентонита. Поэтому добавка 3% красного шлама вместо
38
1 % бентонита приводит к обогащению окатышей железом на
0,23%. При этом получают увеличение производительности на 0,6% и
экономию известняка на 5-8%.
При агломерации также можно использовать красный шлам, добавляя его в шихту. Это обеспечивает увеличение производительности на 5%, сокращается количество мелочи. Добавка красного шлама
составляет 1-3%.
Производство керамики
В производстве керамики можно использовать красные и спекательные шламы. Они используются в качестве одного из компонентов
в смеси с пластичной глиной. Количество шлама составляет 10-15%
от общей массышихты. Качество изделий достаточно высокое, прочность даже повышается. Можно получать керамический кирпич, канализационные трубы, глазурованные фасадные плитки.
Производство портландцемента
При производстве портландцемента красный шлам добавляют в
количестве 5-7% для корректировки содержания железа. Красный
шлам целесообразно использовать только на небольших расстояниях
от места его образования. Перевозка на большие расстояния экономически нецелесообразна.
Для восстановления почвы
Особенно эффективны шламы глиноземного производства для
кислых почв, так как в них содержатся алюмосиликаты натрия, которые медленно гидролизуются с выделением щелочи.
Получение смешанного коагулянта
Смешанный коагулянт можно получать путем обработки красного шлама серной кислотой. При этом идут следующие реакции:
Al 2 O 3 + 3H 2 SO 4  Al 2 (SO 4 ) 3 + 3H 2 O
Fe 2 O 3 + 3H 2 SO 4  Fe 2 (SO 4 ) 3 + 3H 2 O
Лекция 10. Получение цинка
Цинк используется для оцинкования железа, для получения латуни и бронзы.
Сырьем для производства цинка служат сульфидные и окисленные руды. Основными минералами являются сфалерит (цинковая обманка) ZnS, марматит mZnS x nFeS. Им сопутствуют соединения кобальта, индия, галлия, таллия и др.
39
Существует два способа получения цинка: пирометаллургический
и гидрометаллургический. Гидрометаллургический используется чаще.
Гидрометаллургический способ получения цинка
Цинковые руды обогащают флотацией, после чего цинковый
концентрат имеет следующий состав: Zn – 40-56%, Pb – 0,13-3,4%, Cu
– 0,15-2,2%, Fe – 2,5-20%, S – 30-37%.
Подготовка цинковых руд к выщелачиванию
После обогащения проводят подготовку к выщелачиванию, которая состоит из нескольких этапов.
Сушка
Сушку проводят в барабанных вращающихся печах длиной 1015м, диаметром 1,5-1,8м, угол наклона 5-6 градусов, скорость вращения 4 оборота в минуту. В качестве топлива используют мазут или
природный газ.
Обжиг
Обжиг проводят для максимально полного перевода ZnS в ZnO.
При обжиге необходимо:
а) оставить заданное количество сульфатов (3-4%) для компенсации потерь серной кислоты;
б) получить как можно меньше нерастворимых в серной кислоте
соединений цинка;
в) не допустить образования большого количества силикатов
цинка и свинца;
г) получить обожженный продукт в виде мелкого порошка;
Основная реакция этого этапа:
2ZnS + 3O 2  2ZnO + 2SO 2 + Q.
Кроме этого могут идти побочные процессы:
ферритообразование
Феррит цинка (ZnO∙Fe 2 O 3 ) – не растворяется в серной кислоте и
ухудшает переход цинка в раствор. Чем больше железа, тем больше
феррита, поэтому содержание железа в концентрате не должно превышать 12%. Для снижения ферритообразования необходимо создать
условия, способствующие увеличению содержания SO 2 , так как при
взаимодействии Fe 2 O 3 c SO 2 образуются сульфит железа, который не
взаимодействует с цинком.
40
Сульфатообразование.
Содержание сульфата цинка должно составлять 3-4%. Если содержание меньше, то увеличивается расход серной кислоты, если
больше – то ухудшается отстаивание. Сульфат цинка образуется в результате протекания следующих реакций:
2ZnS + 3O 2  2ZnO + 2SO 2 + Q.
2SO 2 + O 2  2SO 3
ZnO + SO 3  ZnSO 4 .
Сульфат цинка при температуре более 7000С разлагается, поэтому
нужное количество сульфата цинка можно получить, регулируя температуру обжига.
Силикатообразование.
Силикатообразование стремятся уменьшить максимально, то есть
в концентрате должно содержаться как можно меньше кремнезема,
так как силикаты имеют низкую температуру плавления и при их высоком содержании происходит оплавление обжигаемого материала.
Кроме того, при последующем выщелачивании кремнезем ухудшает
отстаивание.
Наиболее эффективны печи кипящего слоя, обжиг ведут при избытке кислорода. Температура воспламенения 550-6000С, а в печи
поддерживается температура 900-10000С.
В результате обжига образуется ZnO, ZnSO 4 , SО 2 , SO 3 . Их соотношение зависит от параметров ведения процесса (температура, содержание кислорода и др.) Отходящие газы с концентрацией SO 2 812% можно использовать для производства серной кислоты.
Единственным недостатком обжига в печах кипящего слоя является высокий пылеунос.
Обогащение дутья кислородом до 27% увеличивает производительность печи на 40%, а концентрация SO 2 составляет 12-13%. Кроме того объем газов обжига уменьшается на 20-30%.
Из печи обжига газы поступают в циклоны (эффективность
очистки 90%, количество улавливаемой пыли от 30% до 80% исходного продукта), затем в электрофильтры. Огарок, циклонную пыль и
пыль из электрофильтров объединяют и передают на выщелачивание,
а газы направляют в сернокислотное производство.
Выщелачивание
Выщелачивание – это основной этап получения цинка. Цель
выщелачивания – максимально полное извлечение в раствор цинка и
других полезных компонентов и минимальное извлечение вредных
41
примесей. Выщелачивание проводят раствором серной кислоты с
концентрацией 170 г/л.
Теоретические основы выщелачивания
Процесс растворения можно разделить на три стадии:
1)
перенос частиц растворителя (серной кислоты) к поверхности зерна;
2) взаимодействие серной кислоты с оксидом цинка (идет очень
быстро);
3) отвод продуктов реакции в объем раствора.
Общую скорость процесса определяет первая или третья стадия.
Поэтому для повышения общей скорости процесса необходимо перемешивание. Также на скорость процесса влияет диаметр зерна. Чем
он меньше, тем больше удельная поверхность и тем выше скорость
процесса. Поэтому обычно используют зерна с размером не более 0,2
мм.
В концентрате после обжига цинк содержится в виде ZnO,
ZnSO 4 ,
ZnO x Fe 2 O 3 , 2ZnO x SiO 2 , ZnS.
Основная реакция процесса выщелачивания:
ZnO + H 2 SO 4 + ZnSO 4
При диаметре частиц менее 0,2 мм выщелачивание идет не более
2 мин.Температура при этом повышается до 80-900 С.
Сульфат цинка хорошо растворяется в воде, поэтому кислота на
него не расходуется. Однако, если сульфата цинка будет много, то
повышается вязкость раствора, что приводит к ухудшению последующего отстаивания.
Феррит цинка растворяется значительно хуже, чем оксид, что
приводит к потерям цинка.
Силикат цинка сравнительно легко растворяется в серной кислоте, но его присутствие нежелательно, так как приводит к ухудшению
отстаивания и особенно фильтрования.
Сульфид цинка в серной кислоте при данной концентрации не
растворяется.
Соединения кадмия ведут себя подобно соединениям цинка. Поэтому при выщелачивании в раствор переходит до 70% кадмия. Также
при выщелачивании в раствор переходит 50-60% соединений меди и
4-5% соединений железа. Содержание железа в растворе до 1,5 г/л
необходимо для последующей очистки. Что касается соединений
42
мышьяка и сурьмы, то As и Sb 2 O 3 растворяются в серной кислоте, а
As 2 O 5 и Sb 2 O 5 практически не растворяются.
С химической точки зрения процесс выщелачивания можно
условно разделить на следующие периоды:
1. Растворение огарка
2. Коагуляция и осаждение коллоидов.
3. Диспергация коллоидов.
4. Гидролиз меди.
5. Гидролиз цинка.
1-й период:
Во время первого периода идет растворение соединений цинка,
кадмия, меди, железа, и уменьшается кислотность раствора. Основной
процесс – перевод цинка из огарка в раствор. Заканчивается этот период при рН 2-3. В конце периода пульпа легко сгущается, но слив
плохо осветляется.
2-й период
Второй период начинается при рН 2-3, заканчивается при рН 3-5.
В начале периода рН достигает величины достаточной для гидролиза
сульфата железа (Ш). Поэтому образование труднорастворимого гидроксида железа (Ш) идет в течение всего периода. Одновременно в
твердую фазу переходят мышьяк и сурьма в виде комплексных соединений. Сульфат меди гидролизуется незначительно.
Также происходит образование и накапливание кремнекислоты
в виде гелеобразной массы. Отстаивания практически не наблюдается. Завершается второй период быстрой коагуляцией и выпадением в
осадок кремнекислоты, которая захватывает и другие нерастворимые
соединения. В этот момент пульпа способна быстро отстаиваться и
хорошо фильтроваться.
Казалось бы, в этот момент выщелачивание нужно заканчивать,
однако его продолжают, так как содержание соединений железа, мышьяка и сурьмы остается выше нормы.
3-й период
Во время третьего периода продолжается осаждение железа, мышьяка, сурьмы. Содержание меди остается практически постоянным.
Ранее образовавшиеся хлопья коллоидов разрушаются, поэтому способность к отстаиванию резко падает. Также уменьшается реакционная активность зерен огарка, так как их поверхность покрывается
коллоидными частицами. рН практически не изменяется.
4-й период
43
Во время этого периода проходит гидролиз соединений меди.
Период характеризуется увеличением рН и уменьшением содержания
меди в результате гидролиза. В это время коллоидные оболочки на
зернах разрушаются. Активность огарка несколько возрастает, и выщелачивание продолжается. Происходит дальнейшее измельчение
коллоидных частиц, что способствует ухудшению отстаивания и
фильтрации.
Обычно выщелачивание заканчивают после осаждения меди.
При этом достигается нужное для последующих операций рН, а
большая часть примесей уже выделена из раствора в результате гидролиза.
5-й период
Во время пятого периода начинается гидролиз цинка, поэтому пятого периода стараются избежать, так как гидролиз соединений цинка
нежелателен.
Схемы и способы выщелачивания
Все схемы выщелачивания различаются способом выщелачивания (периодический или непрерывный) и количеством стадий (1,2 или
3).
Непрерывный метод более эффективен. При использовании этого
метода пульпа проходит серию последовательно установленных реакторов с перемешиванием. Подача огарка и кислоты происходит
непрерывно.
Периодический метод включает несколько стадий:
1) заливка кислоты;
2) загрузка сырья;
3) перемешивание;
4) выгрузка.
Этот метод более пригоден для переработки низкосортного и
сложного по составу сырья, так как обеспечивает более жесткий контроль за ходом процесса.
Двухстадийная схема применяется наиболее часто:
1-я стадия: нейтральное выщелачивание;
2-я стадия: кислое выщелачивание.
1-я стадия
На первой стадии огарок перемешивают с оборотным раствором
после второй (кислой) стадии выщелачивания и процесс заканчивают
при определенном значении рН (4,8-5,4). Цель этой стадии – получение раствора пригодного для очистки от меди, кадмия, никеля. Состав
44
раствора в конце первой стадии: цинк – 135 г/л; медь – 1800 мг/л; железо – 40-50 мг/л; мышьяк – 0,2-0,5 мг/л; сурьма – 0,1-0,5 мг/л; содержание взвешенных веществ – 0,8-2,0 г/л. Этот раствор должен хорошо
осветляться. Во время первой стадии в раствор переходит 30-40%
цинка.
2-я стадия
На второй стадии к нейтральной пульпе добавляют кислоту и
проводят довыщелачивание цинка. Цель – обеспечить возможно более полное извлечение цинка и не допустить переход в раствор вредных примесей.
Выщелачивание проводят в нескольких реакторах (4-5) с перемешиванием. При этом концентрация кислоты падает с 2-5 г/л до
0,05-0,5 г/л. После выщелачивания пульпу сгущают. В результате образуются 2 продукта:
1.
Кислый слив. Состав: железо 1,2-2,5 г/л; медь – 1,5-3,0 г/л;
мышьяк – 40-60 мг/л; сурьма – 10-12 мг/л; взвешенные вещества – 3080 г/л.
2.
Пульпа. Имеет влажность 50-60%. Ее подвергают промывке для уменьшения потерь цинка. Осветленные промывные воды
направляют на нейтральное выщелачивание.
Лекция 11
Очистка растворов сульфата цинка от примесей
Все примеси можно разделить на 4 группы:
1.
Железо, алюминий, мышьяк, сурьма, германий, индий,
галлий, кремнезем.
2.
медь, кадмий, кобальт, никель, таллий.
3.
Хлор и фтор.
4.
Калий, натрий, магний, марганец.
Такое деление обусловлено применением одинаковых способов
очистки для соединений одной группы.
Удаление соединений 1 группы
Для удаления примесей этой группы используется гидролитическая очистка, которая основана на гидролизе этих металлов, в результате которого образуются нерастворимые гидроокиси и основные соли. Удаляются только те примеси, которые выпадают в осадок до рН
3,5-5,6, то есть удаляются железо (Ш), алюминий, медь, мышьяк,
сурьма, германий, индий, галлий, теллур. Двухвалентное железо
практически не удаляется, поэтому проводят окисление железа (П) до
железа (Ш) с помощью перманганата калия, кислорода или соедине45
ний меди. Соединения меди (П) гидролизуются хуже, чем соединения
меди (I), поэтому присутствие некоторого количества двухвалентного
железа улучшает перевод меди в осадок. Также в процессе увеличения рН происходит коагуляция кремниевой кислоты.
Удаление соединений второй группы
Удаление соединений второй группы проводится методом цементации. Цементация основана на замещении в растворе одних металлов
другими. Способность к замещению зависит от положения в ряду активности. Металлы, присутствующие в растворе имеют следующие
окислительно-восстановительные потенциалы:
Zn -0,762
In -0,33
Sn -0,1
Cd -0,4
Co -0,29
Sb +0,25
Fe -0,43
Ni -0,22
As +0,3
Tl -0,336
Cr -0,13
Cu +0,34
Таким образом, цинк вытесняет все остальные металлы, так как
он является наиболее активным. В качестве цементирующего агента
используется цинковая пыль. Идет следующая реакция:
Zn0 + Me2+ = Zn2+ + Me0
Легче всего цементируется медь. На 1 м3 раствора расходуется 34 кг цинковой пыли. Ее берут примерно в 2 раза больше теоретически
необходимого количества. Процесс ведут при температуре 80-90оС в
течение нескольких часов при перемешивании. Поступление кислорода ухудшает эффективность очистки.
Удаление соединений третьей группы
Удаление соединений третьей группы проводится химическим
методом. Хлорид-ионы содержатся в воде и концентрате цинка. Высокое содержание ионов хлора приводит к разрушению анодов в процессе электролиза. Поэтому содержание ионов хлора не должно превышать 150 мг/л. Очистка от ионов хлора проводится несколькими
методами:
С помощью соединений серебра.
К раствору добавляют раствор сульфата серебра. Идет следующая
реакция:
2Cl- + Ag 2 SO 4 = 2AgCl↓ + SO 4 2Cодержание ионов хлора при этом снижается до 1 мг/л. Таким
образом, очистке можно подвергать не весь раствор. Серебро затем
регенерируют, однако его потери составляют 60-90 г серебра на 1 кг
ионов хлора. Это довольно дорого.
46
С помощью соединений меди
Очистка осуществляется с помощью медного кека. При этом идет
следующая реакция:
Cu2+ + 2Cl- + Cu = Cu 2 Cl 2 ↓
Соединения фтора ухудшают процесс электролиза. Однако эффективных методов очистки от соединений фтора нет. Поэтому необходимо в процессе подготовки к электролизу уделять этому внимание.
От соединений четвертой группы очистку не проводят.
Электроосаждение цинка
После проведения всех этапов очистки цинковый раствор имеет
следующий состав: цинк – 120-180 г/л; марганец – 2-10 г/л; кобальт –
2-4 г/л; никель – 0,01-05 мг/л; фториды – 20-50 мг/л; хлориды 20-150
мг/л; мышьяк – 0,05-0,2 мг/л; сурьма – 0,01-0,15 мг/л; кадмий – 0,1-2,0
мг/л; железо - 0,2-50 мг/л.
Электролиз ведется непрерывно. Используются железобетонные ванны, футерованные свинцом. Глубина ванн составляет 1500
мм. Процесс ведется при температуре 36-38оС. Используются свинцовые аноды, легированные серебром и алюминиевые катоды. Катод
представляет собой лист алюминия толщиной 4-7 мм. В процессе
электролиза идут следующие реакции:
А: Zn2+ + 2e = Zn0
K: 2H 2 O – 4e = O 2 + 4H+
Таким образом, электролит обедняется цинком и обогащается
серной кислотой. В отработанном электролите концентрация цинка не
должна превышать 50 г/л. Такой электролит возвращают на выщелачивание. Катоды вынимают через 24-72 часа и сдирают с них цинк.
Сдирка – это наиболее трудоемкая операция. Ее проводят с обеих
сторон катода вручную с помощью специального ножа. Если цинк
плохо сдирается, то его растворяют в серной кислоте.
Плавка катодного цинка
Полученный при электролизе цинк переплавляют в чушки и
блоки определенной формы (4-5 и 8-10 кг). Для этого катодный цинк
переплавляют с добавкой хлорида аммония (для растворения пленки
окислов) в электропечах.
Переработка отходящих газов цинкового производства
47
Отходящие газы, образующиеся во время обжига цинкового
концентрата, пригодны для получения серной кислоты после очистки.
Содержание пыли составляет 100 мг/м3, также содержатся мышьяк,
фтор, селен, теллур.
Очистка газов проводится в скрубберах, которые орошаются
слабым раствором серной кислоты. Соединения мышьяка, селена и
теллура частично растворяются в серной кислоте и в сернокислотном
тумане, который образуется при взаимодействии оксида серы (VI) с
парами воды. Для очистки от сернокислотного тумана газ подают в
мокрые электрофильтры, после чего газ направляют в сушильную
башню, где он орошается 93-95% раствором серной кислоты. Затем
очищенный оксид серы (IV) подается в сернокислотное производство.
Утилизация и обезвреживание металлургических
газов
На предприятиях цветной металлургии образуется большое количество газов содержащих сернистый газ . Наиболее высокий процент
утилизации сернистого газа на предприятиях цинковой промышленности. А наибольшее количество выбросов дает медная и никелевокобальтовая промышленности. На этих предприятиях образуется
большое количество газов с низким содержанием сернистого газа.
Переработка этих газов на серную кислоту технически сложна и экономически нецелесообразна. 87 % от общего объема серусодержащих
газов составляют слабые газы с концентрацией сернистого газа <
3,5%. В этих слабых газах содержится ~ 50% всей двуокиси серы.
Главная задача: использование и обезвреживание слабых газов.
Методы решения этой задачи:
1) сокращение объемов газов и увеличение концентрации SO 2 в
них за счет совершенствования технологии основного производства:
а) применение кислорода вместо воздуха.
б) использование методов со взвешенным слоем осадков, взвешенной плавки, обжига во взвешенном слое.
в) реконструкция газоотводящих систем.
2) строительство новых и реконструкция старых сернокислотных
производств с применением метода двойного контактирования.
3) организация производства элементарной серы из газов с высоким содержанием сернистого газа в районах удаленных от мест потребления серной кислоты.
48
Получение серы можно осуществить восстановлением сернистого
газа угольной пылью или метаном. Процесс ведут при повышенной
температуре.
Разработан метод получения серы из газов с концентрацией сернистого газа менее 0,5 % .
Такой газ подают в скруббер, где при температуре 65 0С он орошается раствором смеси сульфита и бисульфита натрия. Эффективность абсорбции составляет 90 % .
Насыщенный сернистым газом раствор подается в испаритель,
где при повышенной температуре выделяется до 85 % сернистого газа, а раствор сульфита и бисульфита возвращается на орошение. Полученный газ направляют на восстановление.
4) разработка и внедрение методов обогащения слабых газов
- сжигание серы в слабых газах с целью последующего использования этого газа для получения серной кислоты.
5) разработка способов и строительство установок по санитарной
очистке газов с очень низкой концентрацией сернистого газа.
Лекция 12. Литейное производство
Литые детали широко используются в машиностроении (до 50%
от массы всех деталей), приборостроении (до 80% от массы всех деталей), тракторостроении (до 60% от массы всех деталей).
Литые детали имеют ряд достоинств:
- литьем можно получать простые и сложные детали;
- часто можно обойтись без механической обработки, следовательно потери металла минимальны.
Существует более 100 различных способов изготовления литейных форм и формирования отливок. Наиболее часто используют следующие способы литья:
- в песчано-глинистых формах (получают до 60% отливок);
- с применением самотвердеющих смесей;
- в кокилях;
- центробежное литье;
- литье под давлением.
Литейные производства в виде цехов или участков обычно входят в состав машиностроительных предприятий или существуют в
виде самостоятельных предприятий.
49
Литейные материалы и их свойства
Для использования в литейном производстве металлы и сплавы
должны обладать определенными технологическими свойствами:
1)
высокой жидкотекучестью (жидкотекучесть – это способность металла хорошо заполнять литейную форму).
2)
малой усадкой, (усадка – свойство расплава уменьшаться в
объеме при затвердевании и охлаждении).
3)
Незначительной ликвацией, (ликвация – неоднородность
по химическому составу в различных частях отливки).
Более 72% отливок получают из чугуна. Такое широкое использование чугуна в литейном производстве определяется, в первую
очередь, его хорошими литейными свойствами.
64% отливок получают из серого чугуна, 4% - из легированного, 3% - из ковкого и 1% - из высокопрочного. Чугуны отличаются
формой заключенного в них графита.
Серый чугун содержит пластичный графит. Он жидкотекуч,
имеет малую линейную усадку (около 1%). Жидкотекучесть его возрастает с увеличением содержания углерода, кремния, фосфора и падает с увеличением содержания серы. Особенно высока жидкотекучесть у чугунов, предназначенных для тонкого художественного литья. Содержание фосфора в таких чугунах сотавляет 1,0-1,2%. Отливки из серого чугуна хорошо обрабатываются на металлорежущих
станках и в среднем в 1,5 раза дешевле стальных.
Литые стальные детали широко применяют во всех областях
техники. Однако литейные свойства сталей значительно хуже, чем чугунов: жидкотекучесть примерно в два раза ниже, а усадка – примерно в два раза выше, чем у чугунов. Кроме того высока температура
заливки, которая составляет 1550-16000С.
Алюминиевые сплавы обладают высокой прочностью и хорошими литейными свойствами: жидкотекучи, имеют низкую температуру плавления, небольшую усадку. Их часто используют для получения сложных по форме отливок. Также большое распространение
получили медные сплавы. Их применяют там, где нужна высокая износостойкость и коррозионная стойкость.
Основные этапы литейного производства
Литейный передел состоит из следующих процессов:
1)
подготовка литейных материалов (шихты) и ее плавка;
2)
изготовление форм и их сборка;
3)
заливка и охлаждение металла;
50
4)
5)
делий.
освобождение (выбивка) отливок из форм;
очистка и в некоторых случаях термическая обработка из-
Подготовка шихты и ее плавка
Состав шихты зависит от требований к свойствам получаемых
изделий и от способа отливки. Например, распространенная шихта
для чугунных отливок содержит:
- 30-40% литейного чугуна;
- 25-35% чугунного лома;
- 10-15% стального лома;
- 25-35% отходы производства чугунолитейного цеха;
- 10-15% брикетированной стружки;
- 1-2% ферросилиция и ферромарганца;
- остальное – флюсы (известняк, апатит, нефелин и т.д.)
Плавку шихты в литейном производстве осуществляют в печных агрегатах различного типа. Более 90% чугуна плавят в вагранках
– цилиндрических печах шахтного типа. Они имеют высоту 3-10 м,
внутренний диаметр – 700-2500мм. В качестве топлива обычно используют кокс. Производительность их составляет 3-30 т/час. В последние годы все более широкое распространение получает плавка в
электропечах.
Изготовление литейных форм и их сборка
В литейном производстве используют разовые или постоянные
формы. Примерно 75% всех отливок осуществляется в разовые формы. Для получения отливок в разовые формы необходимо иметь:
- модели;
- опоки;
- материалы для изготовления форм и стержней.
Модели нужны для получения внешнего контура формируемой
детали. Они бывают деревянные, металлические, керамические,
пластмассовые. Деревянные модели наиболее дешевы. Они применяются при небольших объемах литья, так как относительно недолговечны, из-за коробления и растрескивания.
Остальные модели более долговечны и обеспечивают повышенную точность отливок, но более дороги.
Так как залитый в форму металл при остывании уменьшается в
объеме, то размеры модели должны быть больше размеров охлажденной отливки. Модель часто делают разъемной для удобства извлечения ее из опоки.
51
Стержни необходимы для получения внутренних полостей, отверстий, выемок и выступов. Их изготавливают из специальных материалов.
Опоки – это жесткие рамы из чугуна, стали или алюминиевых
сплавов. В них набивают формовочную смесь при изготовлении литейной формы.
Формовочные и стержневые смеси состоят из различных материалов – песка, глины, связующих и противопригарных добавок.
Основой формовочных смесей являются песок (80-90%) и глина
(10-20%). Применяют чистые пески с минимальным содержанием оксидов железа, натрия и других вредных примесей, которые уменьшают огнеупорность.
Глина обеспечивает прочность и пластичность формовочной
смеси. Формовочная смесь используется многократно. Но в каждом
цикле ее облагораживают: добавляют 15-20% свежей формовочной
смеси.
Для улучшения свойств песчано-глинистых смесей в них включают добавки:
-для уменьшения пригара добавляют угольную пыль (для чугунных отливок) или пылевидный кварц (для стальных);
- для повышения газопроницаемости формы вводят древесные
опилки и жидкие отходы гидролизной и целлюлозно-бумажной промышленности.
Технология изготовления песчано-глинистых смесей
Свежие песок и глину сушат при температуре 200-2500С в барабанных печах, глину размалывают в шаровых мельницах, затем песок
и глину просеивают и смешивают в лопастных смесителях.
Смесь выбитую из опок (горелую землю) разминают на валках,
подвергают магнитной сепарации от включений чугуна и стали и просеивают. Затем свежие песок, глину и оборотную смесь смешивают,
увлажняют и вылеживают 2-2,5 часа в бункере для равномерного распределения влаги. Перед формованием смесь рыхлят.
К стержневым смесям предъявляют более высокие требования,
так как при заливке форм они испытывают значительные термомеханические воздействия расплава. Рецептура стержневых смесей подразделяется на пять классов:
1 класс – в качестве наполнителя используют свежий песок с минимальным содержанием глинистых веществ. В качестве связующих
применяют раствор растительных масел и канифоли в уайт-спирите.
52
Смеси 2-3 класса используют для стержней менее ответственного
назначения. Для их изготовления используют смесь песка и глины с
добавкой сульфитно-спиртовой барды или древесного пека.
Смеси 4-5 класса можно изготавливать из композиций, содержащих кроме свежего песка 20-60% оборотной смеси и до 10% глины.
Модели, стержни и опоки, набитые формовочной смесью, создают литейную форму, состоящую обычно из двух полусфер – верхней и нижней.
Изготовление литейных форм производится вручную или на
формовочных машинах. Изготовление форм вручную очень тяжело и
трудоемко и используется только при получении мелких и средних
отливок небольших партий.
С помощью машинной формовки в настоящее время получают
около 92% отливок по массе. Машинная формовка облегчает условия
работы и уменьшает количество брака.
Для отливки используют сырые или сухие формы. Сырые формы используют для мелкого и среднего литья. Их изготавливают из
формовочных смесей, содержащих 10-12% глины. Они имеют хорошую связующую способность во влажном состоянии. Влажность таких форм составляет 4-5%.
Достоинствами сырых форм являются:
- хорошая пластичность смеси;
- легкая выбиваемость;
- невысокая стоимость изготовления форм
Недостатками сырых форм являются:
- невысокая прочность стенок формы;
- большой расход формовочной смеси (1-2 тонны на тонну отливок).
Сухие формы применяют для крупных и толстостенных отливок
или изделий повышенного качества. Их изготавливают из смесей, содержащих до 15% глины, с влажностью 6-8%, затем их сушат в камерных сушилках при температуре 300-3500С в течение 4-24 часов в
зависимости от размера формы. Сушка резко повышает прочность
формы, но усложняет технологию и повышает стоимость изготовления формы.
После изготовления форм и стержней их подвергают сборке.
Сборка – это важная технологическая операция, которая в значительной степени определяет геометрическую правильность и точность
размеров отливки. Сборка начинается с извлечения модели из формовочной смеси. Затем в форму ставятся стержни и крепятся знаками.
53
Мелкие и средние стержни устанавливаются вручную, крупные –
кранами.
После установления стержней проводят заливку метла в форму.
Ее осуществляют с помощью ковшей через литниковую систему, не
прерывая струи, иначе в отливке образуются дефекты – спаи. Воздух
и выделяющиеся газы удаляются через выпар. Ковш вмещает до 100 т
металла.
Охлаждение и выбивка отливок
Продолжительность охлаждения изделий в форме зависит от их
массы, вида сплава, свойств формовочных материалов и других условий. Она колеблется в широких пределах – от нескольких минут до
нескольких суток.
Мелкое чугунное литье извлекают из форм при температуре
700-8000С, среднее – при температуре 400-5000С. После охлаждения
до требуемой температуры разовую литейную форму разрушают, выбивают из нее отливку, а из отливки выбивают стержни.
Выбивка – очень трудоемкая операция. Она осуществляется как
вручную (при помощи ломов и кувалд), так и механизировано. В механизированных литейных цехах выбивка средних и мелких форм и
стержней проводится на вибрационных решетках, на которые ставят
опоку с выбиваемым изделием.
Стержни из крупных отливок удаляют в гидравлических камерах струей воды диаметром 5-15 мм под давлением до 100 атм. При
этом также проводится очистка поверхности отливок от частиц формовочной смеси.
Выбитая смесь направляется на регенерацию. Отливки – на обрубку (удаление литников и прибылей) и на зачистку мест обрубки.
Очистку мелких отливок от остатков формовочной смеси осуществляют во вращающемся барабане, в который вместе с деталями
загружают звездочки из белого чугуна. Для крупных изделий применяют дробеструйную очистку в дробеметной камере чугунной или
стальной дробью, выбрасываемой со скоростью 60-70 м/с.
Лекция 13
Источники пылегазовыделения и очистка
газопылевых выбросов
Наиболее крупными источниками пыле- и газовыделения в литейных цехах являются вагранки, участки складирования и переработки шихты, участки выбивки и очистки литья.
54
При плавке чугуна в открытых вагранках на 1 т металла выделяется 2000-3000 м3 отходящих газов, имеющих следующий состав:
СО – 0,03-1,5 %
СО 2 – 2,6-9,3%
О 2 – 10,6-18,7%
Пылесодержание – 5-10 г/м3
Очистку ваграночных газов от грубой пыли ведут в циклонах.
Для тонкой очистки применяют рукавные фильтры и мокрые скрубберы, также можно использовать электрофильтры, но только после
дожигания СО.
При разливе металла в формы на 1 кг формовочной смеси выделяется:
СО 2 -690-8500 мг
СО – 500-1900 мг
СН 4 – 80-200 мг
Метанол – 5-200 мг
Формальдегид 10-35 мг и другие токсичные компоненты.
Разливку металла и его охлаждение проводят на больших площадях, поэтому улавливание загрязнений затруднено. Для уменьшения
вредного воздействия этих газов на работающих, необходимо заливку
металла проводить централизованно под вытяжными колпаками.
От участков выбивки литья на 1 м2 вибрационной решетки выделяется:
Пыль – 40-45 кг/ч
СО – 5-6 кг/ч
Для очистки газов от участков разливки, охлаждения и выбивки
литья применяют рукавные фильтры и скрубберы.
Специальные методы литья
Специальные методы литья позволяют получить отливки с чистой поверхностью, с минимальными допусками на механическую
обработку. Эти методы имеют высокую степень автоматизации, высокопроизводительны.
Литье в оболочковые формы – это разновидность литья в разовые формы. Детали получают в тонкостенной форме-оболочке, толщина которой составляет для мелких изделий – 8-10 мм, для средних
изделий – 12-15 мм.
Форма-оболочка состоит из полуформ, соединенных по линии
разъема склеиванием, скобками или струбцинами. Материалом для
оболочки служат смеси горячего отверждения, состоящие на 94-95%
55
из мелкозернистого кварцевого песка с минимальными примесями
глины и на 5-6% из синтетических смол. Смола при 70-800С размягчается, при 100-1200С плавится, превращаясь в клейкую массу, покрывающую зерна песка тонкой пленкой. Затем при температуре 2002500С смесь за 1-3 минуты необратимо застывает, что обеспечивает
высокую прочность формы. При температуре 400-5000С смола начинает выгорать, что приводит к уменьшению прочности формы. Это
упрощает выбивку отливок.
Отработанную смесь регенерируют, прокаливая при температуре 700-8000С до полного удаления смолы.
Данная технология уменьшает расход формовочной смеси в 8-10
раз. Наиболее эффективно изготовление этим способом отливок из
черных и цветных металлов массой 5-15 кг.
Недостатком этого метода является ограничение размеров и
массы отливок, так как с увеличением массы отливок при заливке
расплава смола в оболочке быстро выгорает и качество поверхностей
деталей ухудшается.
Литье по выплавляемым моделям. При использовании этого
метода модели изготавливают из легкоплавкого материала, заформовывают в неразъемные тонкостенные керамические формы, затем модельную массу выплавляют, а в образовавшуюся полость заливают
расплавленный металл. Модельная композиция обычно состоит из
равных частей парафина и стеарина и плавится при температуре 550С.
Недостатком этой смеси является то, что уже при температуре 30350С она начинает размягчаться. Поэтому в ряде случаев применяют
материалы на основе парафина с добавлением этилцеллюлозы, или на
основе канифоли.
Форма представлена тонкой керамической оболочкой толщиной
5-6 мм, состоящей из 3-8 последовательно нанесенных слоев. Каждый
слой получают, погружая модель в жидкую суспензию, содержащую
гидролизированный этилсиликат и кремнезем. После извлечения модели из суспензии ее осыпают песком и сушат 2-4 часа.
Изготовив керамическую оболочку, производят выплавку модели горячей водой. Это обеспечивает возврат 90-95% модельной смеси.
Затем форму прокаливают при температуре 900-10000С для повышения прочности и удаления остатков модельной смеси. Сразу после
прокаливания проводят заливку формы. После остывания отливки керамическая оболочка легко от нее отслаивается и удаляется при выбивке на вибрационных решетках.
Литье в постоянные формы включает несколько видов:
56
- кокильное литье;
- центробежное литье;
- литье под давлением.
Кокильное литье – это свободная заливка расплава в металлическую форму. Формы изготавливают из чугуна и стали, разъемными
и неразъемными. Неразъемные формы используют для производства
небольших отливок простой конфигурации. Полости в отливках образуют с помощью стержней. Для увеличения долговечности формы на
ее внутреннюю поверхность наносят покрытие толщиной до 12 мм из
стержневой смеси, которое красят противопригарными добавками.
К достоинствам данного метода можно отнести, в первую очередь, многократность использования формы. В одной форме можно
получить 300-500 отливок массой 100-150 кг и до 5000 мелких чугунных отливок.
Недостатками данного метода являются высокая стоимость кокилей, их низкая газопроницаемость, что приводит к образованию раковин, а также трудоемкость изготовления сложных по конфигурации
отливок.
Центробежное литье. При использовании этого метода расплав поступает во внутреннюю полость вращающейся формы, под
действием центробежных сил отбрасывается к стенкам и затвердевает. Этим способом изготавливают из чугуна, стали, цветных металлов
и сплавов массой от нескольких килограммов до 45 тонн при толщине
стенки от нескольких мм до 350 мм. Существуют центробежные машины с горизонтальной и вертикальной осью вращения. На машинах
с горизонтальной осью вращения изготавливают детали большой
длины (трубы).
К достоинствам данного метода можно отнести получение более
плотного металла, так как содержащиеся в нем газы и неметаллические включения легче, чем металл и поэтому отжимаются на внутреннюю поверхность полых отливок. Кроме того центробежным литьем можно получать тонкостенные отливки из сплавов с низкой
жидкотекучестью, что недостижимо при использовании других способов.
Лекция 14. Обработка металлов давлением
Обработка металлов давлением – один из основных способов
производства деталей машин. Давлением обрабатывают примерно
90% всей выплавляемой стали. Этот процесс отличается экономичностью, малым количеством отходов и высокой производительностью.
57
Обработка металлов давлением преследует две цели:
1) получение изделий сложной формы из простых заготовок;
2) улучшение кристаллической структуры исходного литого металла, что обеспечивает улучшение его физико-механических
свойств.
Основными способами обработки металлов давлением являются:
- прокатка;
- волочение;
- прессование;
- свободная ковка;
- штамповка.
При обработке металлов давлением не происходит изменения
массы и объема изделия. Обработка металлов давлением осуществляется как в холодном, так и в горячем состоянии. Чаще – в горячем состоянии. В этом случае заготовки нагревают в горнах, пламенных печах или электропечах.
Горн – это небольшая печь простейшей конструкции. Рабочее
пространство горна – это корытообразное углубление, открытое сверху. В него засыпают топливо (кокс или уголь). Дутье подается сверху
или сбоку. Нагреваемую заготовку закладывают прямо в уголь. Горны
используются в кузницах или небольших мастерских. Их недостатком
является маленькая производительность.
Пламенные печи делятся на камерные и методические.
Камерные печи имеют одинаковую температуру всего рабочего
пространства, нагрев заготовок осуществляется периодически, загрузка и выгрузка деталей производится с одного конца.
Методические печи – это конструкции тоннельного типа. Температура в них возрастает от загрузочного конца к разгрузочному, металл нагревается постепенно, методически. Заготовки внутри печи
перемещаются механическими толкателями в противотоке с горячим
газом. Методические печи более экономичны, чем камерные, но
сложнее и дороже. Их применяют при большом объеме производства.
К недостаткам пламенных печей можно отнести обезуглероживание поверхности заготовок и значительный угар массы металла
(1,5-4,0%). Чтобы уменьшить угар используют печи с защитной атмосферой. Защитную атмосферу получают при неполном сжигании топлива при 50% расходе воздуха. Продуктами такого сжигания являются окись углерода и водород, которые препятствуют окислению стали.
Электронагрев имеет целый ряд преимуществ:
58
- позволяет осуществлять безокислительный нагрев в инертной
атмосфере;
- производительность нагрева в 8-10 раз выше, чем в других печах;
- высокая точность регулирования температуры.
Электропечи также бывают камерные и методические.
Прокатное производство
Прокатка – это наиболее распространенный вид обработки металлов давлением. Более 80% стали проходит через прокатку. При
прокатке происходит деформирование заготовки путем ее обжатия
между вращающимися валками, в результате чего уменьшается поперечное сечение заготовки и увеличивается ее длина.
Основные виды прокатки:
- продольная;
- поперечная;
- винтовая.
При продольной прокатке заготовка под действием сил трения
втягивается между валками, вращающимися в противоположных
направлениях. Почти 90% проката обрабатывают этим способом, получая листовой прокат.
При поперечной и винтовой прокатке заготовка деформируется
валками, вращающимися в одном направлении. Таким способом получают зубчатые колеса, звездочки для цепных передач.
При винтовой прокатке оси валков располагаются под некоторым углом, поэтому деформируемый металл кроме вращательного
получает еще поступательное движение. В результате сложения этих
двух видов движения каждая точка заготовки движется по винтовой
траектории. Винтовую прокатку широко используют для производства труб и трубных заготовок.
Прокатку выполняют на специальном оборудовании – прокатных станах, главная часть которого – рабочая клеть. Рабочая клеть –
это массивная станина, внутри которой смонтирован комплект прокатных валков, получающих вращение от мощных электродвигателей
через систему передаточных механизмов.
Прокатные станы в зависимости от формы сечения изделия делятся на обжимные, листовые, трубопрокатные и специальные. По
количеству валков станы делятся на двух (дуо), трех (трио), четырех
(кварто) и многовалковые. Дуо-станы делят на реверсивные и нере59
версивные. Нереверсивные имеют постоянное направление вращения
валков и прокатка производится в одну сторону. На реверсивных станах прокатку можно проводить в двух направлениях.
Существуют также универсальные станы, которые имеют не
только горизонтальные, но и вертикальные валки, которые придают
гладкую поверхность боковым граням проката.
Обычно станы состоят из нескольких клетей. Наиболее совершенные и производительные – непрерывные станы, в которых клети
расположены последовательно по ходу операций. Расстояние между
клетями делают меньше длины прокатываемого металла, поэтому полоса прокатывается одновременно на нескольких клетях.
Самые мощные станы –блюминги и слябинги. Блюминг – это
двухвалковый обжимной стан, в котором прокатывают слитки массой
5-15 т в заготовки (блюмы) сечением до 450х450 мм. Диаметр
валков блюминга может достигать 1500 мм.
Слябинг – заготовочный стан, на котором слитки массой 7-25 т
прокатывают в полосы (слябы) с максимально толщиной до 300 мм и
шириной до 1800 мм. Блюмы и слябы – это полупродукты для получения готового изделия.
Сточные воды прокатных цехов и их очистка
Сточные воды в прокатном производстве образуются в результате охлаждения валков, а также при смыве и транспортировке окалины. Количество сточных вод на 1 м2 проката составляет от2 до 10 м3.
Состав сточных вод: окалина – 1-3 г/л; масла – 30-40 мг/л (в трубопрокатном производстве – до 200 мг/л) фосфаты –до 200 мг/л. Окалину делят на крупную (размер частиц – более 10 мм),среднюю (размер
частиц 2-10 мм) и мелкую (размер частиц – менее 2 мм). Общая масса
окалины составляет 2-4% от массы прокатываемого металла. Количество мелкой и средней окалины составляет 10-30% от общей массы
окалины.
Очистка сточных вод проводится в две ступени. На первой ступени сточные воды проходят очистку в первичных отстойниках, которые находятся непосредственно в цехе и служат для удаления
крупной окалины. Первичные отстойники представляют собой железобетонные резервуары длиной до 16 м и высотой до 10 м. Остаточное содержание взвешенных веществ после первичного отстойника
обычно составляет не более 50 мг/л, а масел – не более 15-20 мг/л.
На второй ступени очистки в сточные воды сначала добавляют
известковое молоко до рН 10,5, что соответствует наименьшей рас60
творимости фосфата кальция и позволяет наиболее полно удалить
фосфаты из сточных вод. Затем сточные воды поступают во вторичный отстойник для осветления сточных вод. После чего очищенные
сточные воды возвращают в производство. При необходимости для
доочистки сточных вод можно использовать фильтрование.
В результате очистки сточных вод прокатного производства получают:
- очищенную сточную воду;
- крупную окалину из первичного отстойника;
- окалиномаслосодержащие осадки из вторичного отстойника.
Окалина из первичного отстойника имеет низкую влажность (69%),содержит незначительное количество масел (0,05-0.7%), является
достаточно крупной. Поэтому она без специальной подготовки может
использоваться в доменном производстве.
Окалиномаслосодержащие осадки имеют влажность 80-90%, содержат до 20% масел. Их утилизация представляет сложную задачу, в
первую очередь, из-за высокой влажности.
Методы утилизации окалиномаслосодержащих осадков
Существует целый ряд методов утилизации окалиномаслосодержащих осадков.
Обезвоживание окалиномаслосодержащих осадков на
дренируемых площадках
Этот метод имеет целый ряд недостатков:
-очень низкая скорость обезвоживания;
- большие площади, занятые дренируемыми площадками;
- недостаточно высокая степень обезвоживания.
Обезвоживание окалиномаслосодержащих осадков на фильтрпрессах с предварительным наливом слоя фильтрующих вспомогательных веществ
Фильтрующие вспомогательные вещества обладают высокими
адсорбционными свойствами по отношению к маслам. При использовании данного метода осуществляется глубокая очистка фильтрата и
предотвращается загрязнение и износ фильтроткани. Однако и этот
метод имеет недостатки. Это в первую очередь, сложность и трудоемкость метода, его низкая производительность, а также высокая стоимость фильтрующих вспомогательных веществ.
61
Обезвоживание окалиномаслосодержащих осадков на осадительных центрифугах
В результате центрифугирования получают осадок влажностью 522%, который можно использовать в доменном производстве и фугат,
содержащий до 80 г/л взвешенных веществ и до 125 г/л масел. Переработка фугата представляет собой весьма сложную задачу.
Термическое обезвреживание окалиномаслосодержащих
осадков
Окалиномаслосодержащие осадки помещают в емкость, которую
постепенно нагревают. При температуре 1000С начинает испаряться
вода. Воду конденсируют и водный конденсат направляют на очистные сооружения. Когда вода испарится полностью, нагревание продолжают, начинают испаряться масла. Их конденсируют, и масляный
конденсат используют повторно. После испарения масел в емкости
остается окалина с тяжелыми маслами. Этот осадок направляют в доменное производство. Несмотря на большие затраты, этот метод
представляется наиболее эффективным, так как позволяет получить
продукцию, пригодную к использованию.
Лекция 15. Технология гальванических
производств
Цель гальванической обработки – защита металлических изделий от коррозии, а также придание требуемого декоративного вида
или необходимых свойств поверхностному слою деталей (твердость,
износостойкость, электропроводность и т.д.). Покрытия бывают не
только гальванические, а также физические, химические. Однако
гальванические покрытия являются наиболее распространенными.
Гальванические покрытия могут быть заданной толщины от
единиц до сотен микрон. Кроме того покрытия имеют высокие эксплуатационные свойства. Расход металла в данном случае намного
меньше, чем при использовании других покрытий. Однако у этого метода есть и недостатки: значительный разброс толщины покрытия на
сложно-профильных деталях, образование большого количества токсичных сточных вод, плохие санитарно-гигиенические условия труда.
62
Подготовка деталей к нанесению гальванических
покрытий
Перед нанесением покрытий поверхность деталей должна быть
определенным образом подготовлена. Детали подвергаются механической обработке, обезжириванию и травлению.
Механическая подготовка
Механическая подготовка состоит в удалении с поверхности деталей окалины, раковин и придании поверхности деталей требуемой
шероховатости. Для механической обработки используют шлифование и полирование.
Обезжиривание
Обезжиривание – это удаление жиров и масел с поверхности изделий. Жировые загрязнения бывают двух видов: жиры животного и
растительного происхождения (сложные эфиры глицерина и жирных
кислот) и минеральные масла (смесь углеводородов в основном предельных).
Жиры животного и растительного происхождения способны
омыляться.
В результате омыления образуются растворимые соединения:
натриевые соли жирных кислот и глицерин.
Минеральные масла не омыляются. Их можно удалить только органическими растворителями или с помощью поверхностно-активных
веществ.
Существует три основных метода обезжиривания: обезжиривание органическими растворителями, химическое и электрохимическое
обезжиривание.
Обезжиривание органическими растворителями
Обезжиривание органическими растворителями применяется для
удаления минеральных масел и полировальных паст. После обезжиривания органическими растворителями на поверхности детали всетаки остается очень тонкая пленка жиров, которая препятствует
прочному сцеплению покрытия с деталью. Для ее удаления используют обычно электрохимическое обезжиривание.
Практически все органические растворители токсичны. Поэтому
их можно использовать только при наличии специального оборудования. Горючие органические растворители (бензин, керосин) для обезжиривания обычно не используют. Используют негорючие хлориро63
ванные или фторированные углеводороды (хлороформ, четыреххлористый углерод и т.д.)
К недостаткам этого метода можно отнести высокую стоимость
органических растворителей и их токсичность. Фторированные углеводороды менее токсичны, но они еще более дороги и дефицитны.
Химическое обезжиривание
Химическое обезжиривание обеспечивает растворение жиров под
воздействием щелочи и эмульгирование минеральных масел под воздействием поверхностно-активных веществ. Вещества, входящие в
состав обезжиривающих растворов должны хорошо удалять жировые
пленки, не вызывать коррозии, хорошо смываться водой.
В состав обезжиривающих растворов обычно входят следующие
компоненты:
- щелочи или сода;
- поверхностно-активные вещества;
- фосфаты;
- силикаты.
Щелочи обеспечивают растворение жиров в результате реакции
омыления. Оптимальная концентрация щелочи зависит от материала
детали, ее загрязненности, наличия ПАВ и составляет 50-100 г/л.
Поверхностно-активные вещества обеспечивают эмульгирование
минеральных масел При выборе ПАВ необходимо учитывать возможность последующего обезвреживания отработанных обезжиривающих растворов. Поэтому лучше использовать так называемые «мягкие» ПАВ, например, синтанол ДС-10 или синтамид-5. Оптимальная
концентрация ПАВ – 2-8 г/л.
Фосфаты создают щелочную среду в результате гидролиза, а также уменьшают жесткость воды, связывая ионы кальция и магния в
труднорастворимые соединения. Оптимальная концентрация фосфата
натрия составляет 15-35 г/л.
Силикаты также как и фосфаты способствуют созданию щелочной среды. Кроме того они оказывают ингибирующее и эмульгирующее действие. Оптимальная концентрация – 5-10 г/л.
Обезжиривание обычно проводят при температуре 70-900С. В
этих условиях омыление и эмульгирование происходит наиболее интенсивно.
Электрохимическое обезжиривание
Электрохимическое обезжиривание проводится с использованием
постоянного электрического тока. Обрабатываемая деталь может
служить как катодом, так и анодом. В качестве электролита использу64
ется раствор тех же веществ, что и при химическом обезжиривании,
но с меньшей концентрацией.
На катоде и на аноде идет электролиз воды:
К: 2Н 2 О + 2е = Н 2 + 2ОНА: 2Н 2 О – 4е = О 2 + 4Н+
В процессе электролиза на электродах происходит интенсивное
выделение пузырьков газа, которые захватывают капельки масла и
выносят их на поверхность, то есть наблюдается эффект флотации.
Скорость обезжиривания на катоде выше, чем на аноде, так как при
электролизе воды на катоде выделяется водород и происходит образование ионов ОН-, а на аноде выделяется кислород и происходит образование ионов Н+. Кроме того объем образующеегося водорода в
два раза больше объема кислорода.
На катоде происходит наводороживание деталей, в результате
чего они становятся более хрупкими. Однако существуют специальные вещества (ингибиторы наводороживания), которые уменьшают
процесс наводороживания. Обычно в качестве ингибиторов наводороживания используют органические полимерные вещества, например, азотсодержащий полимер КСХИ-40.
Травление
Травление – это процесс удаления оксидных пленок с поверхности металлов с помощью кислых или щелочных растворов. При травлении также происходит выявление кристаллической структуры металла. Для травления черных металлов обычно используют разбавленные растворы серной или соляной кислоты или их смеси. Травление бывает химическое и электрохимическое.
Химическое травление
При травлении наблюдаются два процесса: растворение оксидов
и растворение железа, находящегося под слоем оксидов. Эти два процесса могут протекать одновременно. Механизм травления серной и
соляной кислотой различен: при травлении соляной кислотой происходит преимущественно растворение оксидов железа, а при травлении
серной кислотой – самого железа, находящегося под слоем оксидов, с
выделением водород, который механически разрыхляет и удаляет
окалину. Поэтому при травлении серной кислотой поверхность после
травления бывает менее гладкой.
В процессе травления идут следующие химические реакции:
65
При травлении серной кислотой:
Fe 2 O 3 + 3H 2 SO 4 = Fe 2 (SO4 ) 3 + 3H 2 O
Fe 3 O 4 + 4H 2 SO 4 = Fe 2 (SO4 ) 3 + FeSO 4 + 4H 2 O
FeO + H 2 SO 4 = FeSO 4 + H 2 O
Fe + H 2 SO 4 = FeSO 4 + H 2 ↑
Скорость травления зависит от следующих факторов: концентрации кислоты, концентрации солей железа, температуры раствора.
Влияние концентрации кислоты на скорость травления:
Скорость травления увеличивается с ростом концентрации кислоты. Наибольшая скорость травления наблюдается при концентрации
кислот 20-25%. Однако, во избежание сильного разъедания металла,
рекомендуется использовать растворы с концентрацией не более 20%.
Скорость травления в растворе соляной кислоты в большей степени
зависит от концентрации, чем в растворе серной кислоты.
Влияние температуры на скорость травления:
Увеличение температуры приводит к росту скорости травления,
причем скорость травления в растворах серной кислоты сильно зависит от температуры (при повышении температуры от 15 до 600 С скорость травления возрастает в 10-15 раз), а повышение температуры
растворов соляной кислоты не оказывает сильного влияния на интенсивность процесса. Поэтому в серной кислоте процесс травления ведут при температуре 50-600 С, а в соляной кислоте травят при комнатной температуре, тем более, что при повышенных температурах
выделяется большое количество паров хлористого водорода и происходит интенсивное растворение основного металла.
Таблица
Продолжительность травления в зависимости от температуры
КонценПродолжительность травления, мин при
трация кислотемпературе
ты,%
18о 40 оС
60 оС
18 оС
40 оС
60 оС
С
Соляная кислота
Серная кислота
5,0
55
15
135
45
13
10,0
18
6
120
32
8
Влияние содержания солей железа на скорость травления.
66
На скорость травления большое влияние оказывает содержание
солей железа в травильном растворе. При накоплении солей железа в
растворе активность серной кислоты падает. А активность соляной
кислоты сначала возрастает (примерно до накопления примерно 16%
солей железа в растворе), а затем начинает падать. Предельно допустимая концентрация солей железа составляет: для серной кислоты –
15-18%, а для соляной кислоты – 20-22% .
Преимущества сернокислых травильных растворов:
- невысокая стоимость;
- нелетучесть даже при 100 оС;
- возможность извлечения сульфатов железа из отработанных
травильных растворов;
- возможность использования отработанных травильных растворов для обезвреживания хромсодержащих сточных вод.
Преимущества солянокислых травильных растворов:
- низкая температура обработки;
- более высокая скорость травления;
- возможность получать более чистую и менее шероховатую поверхность.
При травлении железа, покрытого толстым слоем окалины целесообразно применять смесь серной и соляной кислот с добавкой хлорида натрия. Добавка хлорида натрия увеличивает скорость растворения окалины и замедляет процесс растворения металла.
Для травления коррозионно-стойких сталей применяют смесь
азотной и соляной кислот.
Электрохимическое травление
Электрохимическое травление – это удаление оксидной пленки
при помощи электрического тока. Его можно проводить как на аноде,
так и на катоде.
На электродах идут следующие реакции:
А: 2Н 2 О - 4 e = 4Н+ + О 2
К: 2Н 2 О + 2 e = 2ОН- + Н 2
В качестве электролита применяют растворы серной и соляной
кислот, а также растворы сульфидов и хлоридов железа. Концентрация кислот в электролитах при электрохимическом травлении составляет 30-100 г/л для серной кислоты и 20-75 г/л для соляной кислоты
При анодном травлении удаление оксидов происходит вследствие электрохимического растворения и механического отрыва оксидов пузырьками выделяющегося кислорода. В качестве анода ис67
пользуют обрабатываемое изделие, в качестве катода – лист свинца. В
результате анодного травления получают совершенно чистую, слегка
шероховатую поверхность, что способствует сцеплению покрытий с
основным металлом. Процесс анодного травления протекает очень
интенсивно, поэтому важно, чтобы поверхность деталей не оказалась
перетравленной. Анодное травление применяется для углеродистой и
легированной стали и рекомендуется для деталей простой формы.
При катодном травлении атомы образующегося водорода, реагируя с оксидами железа восстанавливают их. Выделяющиеся пузырьки водорода разрыхляют пленку оксидов, удаляя ее. Катодом
служит обрабатываемая деталь, анодом – свинец, сплав свинца с
сурьмой или кремнистый чугун. При катодном травлении не происходит перетравливания поверхности. Однако может происходить
наводороживание деталей. Для уменьшения наводороживания и
устранения неравномерности растворения оксидов в травильный раствор вводят небольшое количество солей олова или свинца. Олово
или свинец осаждается на участках, очищенных от окалины, и вследствие высокого перенапряжения, на них выделяется значительно
меньшее количество водорода. Катодное травление используется
главным образом для деталей из углеродистой стали.
Активирование и промывка деталей
Активированием называется процесс удаления с поверхности
металлических деталей тончайшего, зачастую незаметного глазу, слоя
оксидов, который мог образоваться в промежутке между операциями.
При активировании одновременно происходит легкое протравливание
верхнего слоя металла и выявление кристаллической структуры металла, что благоприятствует прочному сцеплению покрытия с основой.
Активирование осуществляется непосредственно перед загрузкой деталей в ванны для нанесения покрытия. Активирование бывает
химическое и электрохимическое. Электрохимическое активирование
проводят только на аноде. Концентрация кислот при активировании
значительно ниже, чем при травлении.
Промывка – важная технологическая операция. Недостаточная
промывка может быть причиной плохого сцепления покрытия с деталью, появления пятен и другого брака.
Существует несколько видов промывки:
- промывка в проточных ваннах;
- промывка в непроточных ваннах;
68
- промывка орошением;
- диффузионная промывка.
Промывка в проточных ваннах осуществляется одно- или многократным погружением обрабатываемых изделий в ванну с проточной водой. Однако для такой промывки требуется большой расход
воды, поэтому применяется «каскадная промывка»: устанавливают
ряд ванн, через которые последовательно проходит промывная вода.
Промываемые изделия также последовательно опускаются в каждую
из ванн, причем, вода и изделия движутся противотоком. Таким образом, окончательную промывку изделия проходят в свежей воде. В последних по ходу воды ваннах образуются наиболее загрязненные
промывные стоки. Увеличением числа ванн можно добиться значительного сокращения расхода промывной воды, однако на практике
используют от 3 до 5 ванн. Большее количество ванн использовать
нецелесообразно по экономическим соображениям.
Промывка в непроточных ваннах. Непроточные ванны обычно
устанавливают перед проточными и в них смывается до 90% выносимых из технологических ванн загрязнений, что позволяет значительно
снизить концентрацию загрязнений в проточных ваннах.
Концентрация растворов в непроточных ваннах может достигать
50% концентрации растворов технологических ванн, что позволяет в
ряде случаев использовать их для корректировки состава технологических ванн, особенно если в технологических ваннах процесс ведется при повышенных температурах, и в результате испарения концентрация компонентов возрастает.
Благодаря утилизации растворов непроточных ванн такая промывка получила название «экономичной».
Промывка орошением – по принципу действия аналогична каскадной промывке, так как новые порции воды как бы соответствуют
отдельным ступеням каскада. Этот способ наиболее эффективен, поскольку имеется механический эффект воздействия струи воды на поверхность промываемых деталей. К достоинствам этого метода промывки можно также отнести значительную экономию производственных площадей, так как весь процесс может происходить в одной небольшой камере.
Промывка орошением наиболее целесообразна для плоских изделий (листового металла) и для деталей простой формы. Для промывки изделий сложной формы, а тем более объемных деталей с
наличием внутренних полостей, этот способ неприменим.
69
Диффузионная промывка. При использовании этого метода детали вносят в камеру, заполненную водяным паром, который, конденсируясь на поверхности, образует тонкую водяную пленку. Эта пленка стекает по поверхности детали и уносит с собой загрязнения. Этот
метод является наиболее экономически выгодным.
Эффективность промывки зависит от качества используемой воды. К воде для промывки деталей в гальваническом производстве
предъявляются следующие требования: жесткость – не более 6 мгэкв/л; для особенно ответственных деталей – не более 2 мг-экв/л.
Промывка может проводиться как в холодной, так и в теплой (5060оС) и даже горячей (60-90оС) воде.
Лекция 16. Механизм образования
электрохимических покрытий
Электрохимическими называются реакции, протекающие за счет
электрической энергии. Они протекают в электрохимических системах. Электрохимическая система состоит из электролита, металлических электродов и проводников первого рода, которые соединяют
электроды с источником постоянного электрического тока.
Электрохимическая система может находиться в равновесном и
неравновесном состоянии. В равновесном состоянии электродная реакция
Men+ + ne ↔ Me
Протекает с одинаковой скоростью в обоих направлениях, поэтому никаких изменений на электродах и в электролите не происходит.
В неравновесной системе электрохимические процессы протекают в заданном направлении за счет внешней электрической энергии. На поверхности анода протекает реакция электрохимического
окисления, а на катоде – электрохимического восстановления. Количественная связь между прошедшим через границу электродэлектролит электричеством и количеством образующегося или расходуемого металла определяется законами Фарадея.
Первый закон Фарадея: масса прореагировавшего при электролизе вещества пропорциональна количеству прошедшего через раствор электричества:
m = cQ =cIt
где Q – количество электричества; с – электрохимический эквивалент; I – сила тока; t –время.
Электрохимический эквивалент представляет собой массу вещества, реагирующего при пропускании единицы количества электриче70
ства. За единицу количества электричества может быть принят 1 Кл =
1 А с или
1F = 26,8 А ч = 96500 Кл.
Согласно второму закону Фарадея, при прохождении постоянного количества электричества массы прореагировавших веществ относятся между собой как их химические эквиваленты:
m1 /A 1 = m2 /A 2 =m 3 /A 3 = const
Если Q = 1F, то m1 = с 1 , m2 = с 2 , m3 = с 3 , тогда уравнение примет
вид
C 1 /A 1 = с 2 /A 2 =с 3 /A 3 = 1F
Следовательно, для превращения 1 г-экв любого вещества необходимо пропустить через электролит количество электричества равное 96500 Кл.
На электродах при электролизе часто протекает несколько процессов, один из которых является основным, а остальные – побочными. Для определения количества электричества, израсходованного на
основной процесс, введено понятие выхода по току
ВТ = mп /m т ,
Где m п – практически прореагировавшая масса вещества mт –
теоретическая масса вещества, которая должна была прореагировать в
соответствии с законом Фарадея.
Выход по току показывает, насколько эффективно идет процесс.
Катодный выход по току для наиболее распространенных гальванических процессов:
Золочение – 90%
Кадмирование – 85-95%
Меднение – 40 – 100%
Никелирование – 90 -100%
Хромирование
блестящее – 8 -12%
твердое – 12-28%
цинкование – 75 – 100%
Скорость электрохимической реакции определяется массой прореагировавшего вещества в единицу времени. Так как между массой
прореагировавшего вещества и количеством прошедшего электричества существует прямопропорциональная зависимость, то можно считать, что скорость электрохимической реакции пропорциональна силе
тока. В гальванотехнике принято относить скорость электрохимической реакции к единице поверхности и называть ее плотностью тока
(А/см2). Различают катодную и анодную плотность тока:
71
I к =I/S к
I а =I/S а
где S к и S а – площадь катода или анода соответственно, I – сила
тока, проходящего через электролит, А.
Во время нанесения электрохимического покрытия на электродах протекают следующие процессы:
К: Men+ + ne = Me
А: Me – ne = Men+
Катодом служит изделие, на которое наносится покрытие. Аноды обычно изготавливают из того металла, покрытие из которого
наносится на изделие.
Лекция 17. Цинкование
В настоящее время цинкование – наиболее распространенный
способ защиты металла от коррозии. На цинкование расходуется до
40% мировой добычи цинка. Цинк – активный металл, но в сухом
воздухе при комнатной температуре он почти не изменяется. Во
влажном воздухе и в пресной воде цинк быстро разрушается даже при
комнатной температуре, покрываясь поверхностной пленкой основных гидрокарбонатов. По мере накопления на поверхности продуктов
коррозии и частичного заполнения ими пор скорость коррозии цинка
уменьшается и пленка служит дополнительной защитой. Широкое
распространение цинкования объясняется анодным характером защиты. Потенциал цинка отрицательнее потенциала черных металлов:
стали, чугуна, поэтому цинк защищает их от коррозии электрохимическим путем. Защитные свойства покрытия сохраняют даже при малой толщине слоя, а также при наличии пор и обнаженных участков.
Цинкование проводят в простых и сложных электролитах. Простые электролиты: сульфатные, хлоридные, борфторидные. Наиболее
часто используют сульфатные электролиты. Основным компонентом электролита является ZnSO 4 x7H 2 O. Его растворимость при 25оС
составляет 579 г/л. При выборе концентрации сульфата цинка руководствуются следующими соображениями: осадки цинка из очень
концентрированных электролитов имеют большую пористость; использование слабоконцентрированных растворов неэкономично, так
как уменьшается их электропроводность. Поэтому оптимальной является концентрация 200-300 г/л. Сульфатные электролиты просты в
работе, не токсичны, имеют высокий выход по току, однако они имеют низкую рассеивающую способность, поэтому покрытия, полученные в простых электролитах, имеют крупнокристаллическую струк72
туру. Введение различных добавок (сульфата натрия и аммония) позволяет улучшить структуру и получать осадки более высокого качества. Наиболее эффективно процесс цинкования в сульфатных электролитах идет при рН 4-5. При увеличении кислотности резко снижается выход по току, так как на катоде начинает выделяться водород.
При увеличении рН осадки становятся хрупкими и губчатыми вследствие образования оксидов и гидроксидов цинка, которые, внедряясь
в покрытие, ухудшают его качество. Плотность тока в сульфатных
электролитах без перемешивания поддерживают на уровне 2-3 А/дм2,
при перемешивании ее можно увеличить до 6 А/дм2.
Хлоридные электролиты применяют значительно реже, несмотря на их более высокую электропроводность. Объясняется это тем,
что товарный хлорид цинка содержит большое количество вредных
примесей.
Низкая рассеивающая способность простых электролитов не позволяет получать равномерные покрытия на деталях сложной формы.
Поэтому их используют только для деталей простой формы. Для деталей сложной формы используют сложные электролиты.
К сложным электролитам относятся цианидные, цинкатные и аммонийные электролиты.
Основным компонентом цианидных электролитов является
комплексная соль Na 2 [Zn(CN) 4 ], которая образуется при взаимодействии оксида или гидроксида цинка с цианидом натрия:
Zn(OH) 2 + 4 NaCN = Na 2 [Zn(CN) 4 ] + 2 NaOH
Zn(OH) 2 + 2NaOH = Na 2 ZnO 2 + 2 H 2 O
Или в целом:
2Zn(OH) 2 + 4 NaCN = Na 2 [Zn(CN) 4 ] + Na 2 ZnO 2 + 2 H 2 O
Таким образом, в результате растворения гидроксида цинка в
растворе цианида натрия обязательно образуется гидроксид натрия,
часть которого идет на образование цинката натрия. Комплексные
ионы [Zn(CN) 4 ]2- диссоциированы в электролите в очень малой степени, поэтому процесс осаждения цинка протекает при большой поляризации, что способствует получению мелкозернистых покрытий.
Поляризация тем выше, чем выше концентрация NaCN. Выход по току повышается при увеличении концентрации цинката натрия. Для
правильного ведения процесса необходимо, чтобы цианида натрия и
гидроксида натрия содержалось в растворе в избытке. Вредными
примесями в этих электролитах являются соли более электроположительных, чем цинк металлов: меди, серебра, мышьяка, висмута, сурьмы, олова. Однако примеси в цианидных электролитах оказывают го73
раздо меньшее влияние на качество покрытий, чем в кислых электролитах. В данном случае часть примесей, образуя комплексные соединения, находится в электролите в небольших количествах. Оптимальные условия ведения процесса; температура 20-40оС, рН 10-13. В этих
условиях выход по току составляет 80-90%.
Цинкатные электролиты. Основным компонентом цинкатных
электролитов является цинкат натрия или калия, который образуется
в результате взаимодействия оксида или гидроксида цинка с гидроксидом натрия:
Zn(OH) 2 + 2NaOH = Na 2 ZnO 2 + 2 H 2 O
Без специальных добавок осадки цинка даже при малых плотностях тока имеют темный цвет и губчатую структуру за счет внедрения
в них мельчайших частиц, образующихся в результате химического
растворения цинковых анодов в щелочной среде. Добавки небольшого количества соединений четырехвалентного олова позволяют полностью перевести металлический цинк в раствор:
2Zn + Sn4+ = 2Zn2+ + Sn
Вместо олова можно использовать соли ртути или свинца. Такие
электролиты с успехом применялись длительное время и в ряде случаев заменяли токсичные цианидные электролиты при нанесении покрытий на детали сложного профиля.
Аммонийные электролиты. Основным компонентом электролита является комплексная соль Zn(NH 3 ) n Cl 2 , которая образуется при
растворении цинка в избытке хлорида аммония в кислой или щелочной среде:
ZnO + nNН 4 Cl = Zn(NH 3 ) n Cl 2 + H 2 O
Высокая катодная поляризация и хорошая электропроводность
электролита обеспечивают высокую рассеивающую способность, которая уступает только рассеивающей способности цианидных электролитов. Покрытия получаются светлыми, равномерными даже на
деталях сложного профиля. В применяемых электролитах концентрация ZnO составляет 15-100 г/л в зависимости от рН. Плотность тока
составляет от 0,5 до 4 А/дм2.
Хромирование
Электролитический хром – серебристо-белый металл, обладающий высокой твердостью и высокой антикоррозионной стойкостью.
Хром устойчив в растворах всех кислот кроме соляной и горячей концентрированной серной кислот.
Области применения электролитического хромирования:
74
-отделка деталей (защитно-декоративное хромирование)
- защита от коррозии (защитное хромирование)
- повышение износостойкости деталей и восстановление изношенных деталей машин (твердое хромирование).
Типы хромовых покрытий и их назначение
В зависимости от условий электролиза образуются три типа хромовых покрытий
1) серые - обладают низкими физико-химическими свойствами и
не находят практического применения;
2) блестящие – отличаются высокими значениями твердости, износостойкости;
3) молочные –наименее пористые и наиболее пластичные.
Особенности процесса хромирования
Электрохимическое осаждение хрома отличается от других
гальванических процессов.
1). Хромирование проводится из электролитов, содержащих не
соли хрома, а смесь хромовых кислот H 2 Cr 2 O 7 и H 2 CrO 4 .
2). Электролит должен содержать определенное количество активных анионов SO 4 2-, F-, без которых хром не выделяется из растворов хромовой кислоты.
3). Низкий выход по току.
4). Необходимо использовать высокие плотности тока.
5). Применение нерастворимых анодов.
Механизм осаждения хрома очень сложен и не до конца изучен.
На катоде одновременно протекают процессы:
- осаждения хрома;
- выделения водорода;
- восстановления шестивалентного хрома до трехвалентного;
- образования на поверхности катода тонкой пленки, состоящей
из продуктов восстановления хромовой кислоты и активного аниона.
Электролиты хромирования
сульфатные электролиты содержат два основных компонента
хромовый ангидрид CrO 3 (150-350 г/л) и серную кислоту (1,5-3,5 г/л).
Увеличение концентрации серной кислоты приводит к отложению
мелкозернистых блестящих осадков, уменьшение – к получению серых недоброкачественных осадков. В обоих случаях выход по току
снижается. Сильно влияет на работу сульфатных электролитов температура. С увеличением температуры уменьшается выход по току и
твердость хромовых покрытий. Оптимальная температура 45-60оС.
75
Фтористые электролиты содержат хромовый ангидрид (300400 г/л) и фторид натрия (2-8 г/л). Данные электролиты имеют ряд
преимуществ перед сульфатными:
- возможность работы при комнатной температуре;
- лучшая кроющая способность;
- более высокий выход по току. К недостаткам этих электролитов
можно отнести их высокую агрессивность.
Используют также сульфатно-кремнефторидные электролиты, которые в качестве активного аниона содержат одновременно
ионы SO 4 2-и SiF 6 2-, что позволяет вести процесс в более широком интервале температур. Эти электролиты дают блестящее покрытие хорошего качества, кроме того они менее токсичны, чем фтористые.
Лекция 18. Очистка и обезвреживание сточных вод
гальванического производства
Сточные воды гальванического производства по видам загрязнений можно разделить на следующие группы:
- цианистые;
- хромсодержащие;
- нитритсодержащие;
- кислые;
- щелочные;
- стоки, содержащие взвеси, жиры, масла.
По концентрации загрязнений:
- разбавленные – сточные воды, концентрация загрязнений в которых не превышает 3% от концентрации технологических ванн. Они
образуются в основном при промывке деталей в проточных ваннах;
- полуконцентраты – сточные воды, концентрация загрязнений в
которых может достигать 50% от концентрации технологических
ванн. Они образуются при промывке деталей в непроточных ваннах
или при регенерации ионообменных смол;
- концентраты – это отработанные технологические растворы.
Наиболее распространенная технология очистки сточных вод
гальванического производства включает следующие этапы:
- обезвреживание цианистых, хромсодержащих и нитритсодержащих сточных вод, которое проводится раздельно для каждого вида
сточных вод;
76
- взаимная нейтрализация всех видов гальванических сточных
вод, включая и обезвреженные сточные воды;
- донейтрализация сточных вод до рН 8-10. Конкретное значение
рН зависит от состава сточных вод. Основная цель нейтрализации перевод ионов тяжелых металлов в труднорастворимые гидроксиды и
основные соли;
- Осаждение образовавшихся труднорастворимых соединений;
- обработка осадков.
Обезвреживание циансодержащих сточных вод
Цианиды – наиболее опасные загрязнения из всех компонентов
сточных вод гальванического производства. В зависимости от технологии промывки концентрация цианидов может составлять 20-100
мг/л. Для обезвреживания цианидов используют следующие способы:
- продувка летучих цианидов;
- окисление хлором или озоном;
- перевод ядовитых цианидов в неядовитые;
- электролиз.
Продувка летучих цианидов проводится редко при очень малом
объеме сточных вод, так как выделяющиеся цианиды загрязняют атмосферу. При очистке сточных вод этим способом их подкисляют до
рН 4, а затем цианиды выдувают воздухом.
Окисление хлором или озоном – это наиболее распространенный
способ обеззараживания цианидов. Для окисления применяют газообразный хлор, раствор гипохлоритов или озон. Наиболее часто используют расвор гипохлорита натрия. В этом случае в процессе обезвреживания протекает следующая реакция:
2NaCN + 5 NaClO + H 2 O = N 2 + 2CO 2 + 3NaCl + 2 NaOH
Перевод ядовитых цианидов в неядовитые происходит при взаимодействии цианидов с комплексными солями железа:
Fe2+ + 6CN- = Fe 2 [Fe(CN) 6 ]
[Fe(CN) 6 ]4- + 2Fe2+ = Fe 2 [Fe(CN) 6 ]
3[Fe(CN) 6 ]4- + 4Fe3+ Fe 4 [Fe(CN) 6 ] 3
Этот метод обезвреживания имеет целый ряд недостатков:
- комплексные цианиды разлагаются при рН больше 5;
77
- реакции комплексообразования протекают очень медленно, поэтому приходится использовать реакторы большого объема, что экономически невыгодно.
Электролиз используется только в том случае, если в растворе не
содержатся ионы хлора. При электролизе на аноде идут следующие
процессы:
А: 2ОН- -2е = 2ОН 2ОН = Н 2 О + О
CN- + O = CNO2 CNO- + 4OH- - 6e = N 2 + 2CO 2 + 2H 2 O
Обезвреживание хромсодержащих сточных вод
В настоящее время на предприятиях в основном используются три
метода очистки сточных вод от хрома (VI):
- химическое восстановление;
- электрокоагуляция;
- гальванокоагуляция.
Остальные методы, в частности, осаждение труднорастворимых
соединений хрома (VI), пока не нашли промышленного применения.
Химическое восстановление хрома (VI) с последующим осаждением гидроксида хрома (III)
Этот метод основан на использовании относительно дешевых
восстановителей с получением продуктов, являющихся веществами
более низкого класса токсичности.
Широкое распространение получил этот метод с использованием
соединений железа (II). Восстановление хрома (VI) проводят в кислой
среде:
К2Сг207 + 6FeSO4 + 7H2SO4 = Cr2(SO4)3 + 3Fe2(SO4)3 + K2SO4+
+7H2O
После восстановления хрома сточные воды объединяются с общим потоком вод, содержащих тяжелые цветные металлы и далее
нейтрализуются известковым молоком до рН 8,5 - 9. При нейтрализации происходит выделение гидроксидов:
Cr2(SO4)3 + ЗСа(ОН)2= 3CaSO4↓ + 2Cr(OH)3↓
Fe 2 (SO 4 ) 3 + ЗСа(ОН) 2 = 3CaSO 4 ↓ + 2Fe(OH) 3
78
МeSO 4 + Ca(OH) 2 = Me(OH) 2 ↓ + CaSO 4 ↓
При осаждении гидроксида железа (III) происходит наиболее
полный переход в твердую фазу всех примесей, содержащихся в воде, за счет процессов соосаждения и адсорбции на поверхности свежеосажденного гидроксида железа. К тому же присутствие в осадке
кристаллов CaSO 4 способствует улучшению процесса отстаивания и
фильтрации осадка.
Для кислых растворов вместо солей железа (II) может быть использован сульфит или бисульфит натрия:
К2Сг2O7 + 3Na2SO3 + 4H2SO4 = Cr2(SO4)3 + K2SO4 + 3Na2SO4+
+4H2O
Дальнейшая переработка растворов аналогична описанной технологии. Однако следует отметить, что сульфитное восстановление
хрома (VI) рекомендуется использовать в тех случаях, когда в сточных водах содержится значительное количество железа (III) или алюминия (III), которые будут служить коагулянтами.
В щелочной среде (рН > 9) рекомендуется использовать в качестве восстановителя гидросульфит натрия:
2Na 2 Cr 2 О 7 + 3Na 2 S 2 O 4 + 2NaOH + Н 2 О = 2Cr(OH) 3 ↓+6Na 2 SO 3
Для осаждения ионов металлов растворы нейтрализуются кислотой до рН 8 - 9.
Этот метод, несмотря на внешнюю простоту, имеет ряд существенных недостатков:
- требует больших площадей для размещения оборудования;
- накапливает большое количество осадков;
Электрокоагуляционный метод
При электрокоагуляции очистка сточных вод, содержащих хром
(VI) заключается в электрохимическом восстановлении хрома (VI) в
хром (III). В процессе электролиза одновременно происходит накопление ОН-, за счет чего рН поднимается на 3 - 4 единицы, что приводит к образованию гидроксидов металлов. Процесс ведется в
электрокоагуляторе с железными электродами. Образующийся при
растворении анода гидроксид железа способствует коагуляции и осаждению Сг(ОН)3 .
В межэлектродном пространстве электрокоагулятора протекают следующие процессы:
79
на аноде:
Fe° - 2 е- → Fe2+
на катоде:
2Н 2 О + 2е - → H 2 + 2OH в объеме раствора
2Fe2+ + Сг 2 О 7 2- + 14Н+ → 2Fe3+ + 2Сг3+ + 7Н 2 О
Fe3+ + ЗОН- → Fe(OH) 3 ↓
Сг 3+ + ЗОН- →+ Cr(OH) 3 ↓
Как видим, данный метод в принципе аналогичен реагентной
очистке. Отличие заключается лишь в том, что процесс протекает под
действием электрического тока. Метод имеет некоторые преимущества перед реагентной очисткой, однако требует большого
расхода электроэнергии.
Гальванокоагуляция
Очистку сточных вод от хрома в гальванокоагуляторах осуществляют следующим образом. В барабан загружают железный
скрап, активированный уголь и известь (СаО). Барабан приводится во
вращение, и в него подают хромсодержащие сточные воды. Под каталитическим воздействием активированного угля происходит интенсивное растворение железа с образованием ионов Fe(II), которые
восстанавливают хром (VI) до хрома (III). Известь необходима для
нейтрализации сточных вод. Образующаяся пульпа выносится потоком воды из барабана и далее поступает на механическую очистку.
Метод выгодно отличается от электрокоагуляции тем, что практически не требует затрат электроэнергии (только для привода вращения барабана). Большим его преимуществом является высокая
степень очистки сточных вод от хрома (VI). Однако и ему присущи
все недостатки реагентного метода.
Обезвреживание нитритсодержащих сточных вод
Для обезвреживания нитритсодержащих сточных вод используются следующие методы:
- окисление до нитратов;
- восстановление до свободного азота.
80
Окисление до нитратов проводят обычно с использованием растворов гипохлорита натрия в слабокислой среде. Этот метод используют наиболее часто. При этом идет следующая реакция:
NaNO 2 + NaOCl = NaNO 3 + NaCl
Восстановление нитритов проводят обычно моноамидом серной кислоты. При этом идет следующая реакция:
NaNO 2 + NH 2 SO 3 = N 2 + NaCl + H 2 SO 4 + H 2 O
Этот процесс является трудноуправляемым, поэтому используется редко. Этим способом обезвреживают только высококонцентрированные растворы.
Нейтрализация сточных вод и осаждение тяжелых
металлов
Полученные в результате обезвреживания растворы смешивают
с кислыми и щелочными сточными водами, что приводит к взаимной
нейтрализации. Однако обычно при этом не происходит установления
нужного значения рН. Поэтому к полученной смеси добавляют реагенты. Обычно после взаимной нейтрализации значение рН ниже требуемого, поэтому для донейтрализации чаще используют щелочные
реагенты:
- 20-30% раствор гидроксида натрия. Он используется обычно
при небольших расходах сточных вод (не более 45 м3/час);
- 5% раствор извести. Известь используется наиболее часто. К достоинствам извести следует отнести уменьшение солесодержания в
результате нейтрализации, а к недостаткам – образование большого
количества обводненного шлама.
- 5-10% раствор кальцинированной соды. Этот нейтрализующий
агент также используется довольно часто.
Если рН выше требуемого, то в качестве нейтрализующего агента используют раствор серной или соляной кислоты.
Одновременно с нейтрализацией может происходить и осаждение тяжелых металлов. Они осаждаются в виде гидроокисей и основных солей:
NiSO 4 + 2NaOH = Ni(OH) 2 ↓ + Na 4 SO 4
81
2FeCl 3 + 3Ca(OH) 2 = 2Fe(OH) 3 ↓ +3 CaCl 2
2CuSO 4 + 2NaOH = [Cu(OH)] 2 SO 4 ↓+ Na 4 SO 4
Величина рН влияет не только на выпадение металлов в осадок,
но и на свойства осадка. Процесс осаждения можно разделить на два
этапа:
1)
перевод металлов в труднорастворимое соединение;
2)
седиментация, то есть отделение твердой фазы от жидкой
под действием сил тяжести.
Первый этап протекает в реакторах с перемешиванием, а второй –
в отстойниках, осветлителях или фильтрах. Для более эффективного
отделения твердой фазы используют реагенты – коагулянты или флокулянты. Однако коагулянты и флокулянты являются весьма дорогостоящими реагентами, кроме того, возрастает количество и влажность
образующегося осадка.
Доочистка сточных вод гальванического производства
На большинстве предприятий после осветления в отстойниках
очищенные сточные воды сбрасываются в водоем или канализацию.
Однако далеко не всегда традиционная схема обеспечивает очистку
сточных вод до ПДС или требований Водоканала. В то же время требования к оборотной воде часто бывают менее жесткими, чем требования к при сбросе очищенных сточных вод в водоем. Поэтому в последнее время возрастает интерес к доочистке сточных вод.
Наиболее эффективным методом доочистки является ионный обмен. Однако при использовании ионного обмена содержание взвешенных веществ в воде, поступающей на доочистку не должно превышать 3мг/л. Поэтому перед подачей на ионный обмен сточные воды фильтруют через зернистую загрузку. В качестве зернистой загрузки наиболее часто используют кварцевый песок фракции 1-5 мм.
Также используют антрацит и полимерные материалы.
После фильтра сточные воды подают на первую ступень ионного
обмена – сильнокислотный катионит в Н-форме. На катионите происходит обмен ионов водорода на ионы тяжелых металлов, в результате
чего рН воды достигает 2,7-3,5. На катионите также задерживаются
катионоактивные поверхностно-активные вещества (КПАВ) и неионогенные поверхностно-активные вещества (НПАВ).
Затем сточные воды поступают на вторую ступень ионного обмена - слабоосновный анионит. На анионите происходит обмен гидрок82
силионов на ионы кислотных остатков. Также на анионите задерживаются анионоактивные поверхностно-активные вещества (АПАВ).
После того как емкость ионитов полностью исчерпалась проводят
их регенерацию. Различают нормальную регенерацию, то есть перевод ионитов в Н и ОН-форму и спецрегенерации, в результате которых удаляют вредные вещества, не удаляющиеся при обычной регенерации.
Нормальная регенерация катионитов проводится 7-8% раствором
соляной кислоты, расход которой составляет 150-200% от теоретически необходимой. Кислые регенераты содержат хлорид натрия и хлориды тяжелых металлов, НПАВ и соляная кислота.
Нормальная регенерация анионитов проводится 4-5% раствором
гидроксида натрия, расход которого составляет 130-150% от теоретически необходимого. Регенерат содержит соединения натрия со всеми
анионами, включая цианокомплексы и хроматы, а также АПАВ и
НПАВ.
Используется прямоточная и противоточная схемы. При прямоточной - фильтрование и регенерация ионита ведутся в одном направлении. В этом случае проще эксплуатация аппарата, но больше расход
реагентов. При противоточной схеме фильтрование и регенерация ведутся в противоположных направлениях. В этом случае эксплуатация
сложнее, но меньше расход реагентов и удаляется больше ПАВ.
После регенерации иониты промывают водой.
Спецрегенерация проводится дополнительно к нормальной регенерации в несколько этапов:
1) удаление гидроокисей металлов проводится соляной кислотой
в течение нескольких часов.
2) удаление нефтепродуктов проводится раствором ПАВ большой
концентрации;
3) удаление НПАВ проводится метанолом;
Вопросы для самопроверки
1. Перечислите компоненты шихты доменного производства
2. Что такое флюсы?
3.Перечислите железные руды.
4. Какие методы обогащения используются в черной металлургии?
83
5. Какие методы окускования используют в черной металлургии?
6. В чем преимущества офлюсованного агломерата?
7. Перечислите основные части домны.
8. Какие компоненты входят в состав колошникового газа?
9. Перечислите методы переработки доменного шлака.
10. Напишите основные реакции доменного процесса.
11. Какие примеси удаляются из чугуна в процессе получения
стали. 12.Перечислите достоинства и недостатки конверторного метода производства стали.
13. Перечислите достоинства и недостатки мартеновского метода
производства стали.
14. В чем достоинства и недостатки очистки конверторного газа
без дожигания СО?
15. Назовите способы получения меди.
16. Каким методом проводят обогащение медных руд?
17. Какими методами проводят окускование медных концентратов?
18. Что дает обогащение дутья кислородом во время обжига медных руд?
19. Что такое штейн?
20. Назовите периоды конвертирования медного штейна.
21. В чем цель огневого рафинирования меди?
22. Что происходит с примесями в процессе электролитического
рафинирования меди?
23. Назовите методы переработки отработанного электролита.
24. Назовите методы получения глинозема.
25. В чем достоинства и недостатки метода Байера.
26. Что происходит при декомпозиции алюминатного ратвора?
27. Напишите формулу криолита.
28. Перечислите методы переработки шламов глиноземного производства.
29. В чем цель обжига цинкового концентрата?
84
30. Какие побочные процессы идут во время обжига цинкового
концентрата?
31. Каким методом удаляют примеси первой и второй групп?
32. Назовите основные литейные свойства.
33. Что нужно для того, чтобы получить отливку?
33. Каким образом проводят выбивку мелких и средних форм?
34. Какие методы обработки металлов давлением вы знаете?
35. Какие виды печей вы знаете?
36. Какие виды прокатки вы знаете?
37. Назовите методы переработки окалиномаслосодержащих
осадков.
38. Назовите этапы подготовки деталей к нанесению гальванических покрытий.
39. Назовите методы обезжиривания.
40. Назовите виды промывки.
41. Что является катодом и анодом при цинковании?
42. Перечислите виды цинковых электролитов.
43. Перечислите особенности процесса хромирования.
44. Какие хромовые электролиты вы знаете?
45. На какие виды делятся сточные воды гальванического производства?
46. перечислите методы обезвреживания циансодержащих сточных вод.
Рекомендуемая литература
1. Авербух, А.Я. Комплексное использование химического сырья
[текст]/ А.Я.Авербух. – М.: Знание, 1975. – 347 с.
2. Атрощенко, В.И. Технология азотной кислоты [текст]/ В.И.
Атрощенко, С.И. Каргин. – М.-Л.: Химия, 1970. – 287 с.
3. Венецкий, С.И. В мире металлов [текст]/С.И. Венецкий. – М.:
Металлургия, 1988. – 187 с.
4. Волоцков, Ф.П. Очистка и использование сточных вод гальванических производств [текст]/ Ф.П. Волоцков.- М.: Стройиздат, 1983. –
85
104 с.
5. Воскобойников, В.Г. Общая металлургия [текст]/ В.А. Кудрин,
А.М. Якушев. – М.: Металлургия, 1979. – 286 с.
6. Защита водоемов от загрязнений сточными водами предприятий
черной
металлургии
[текст]/
Г.М.Левин,
Г.С.Пантелят,
И.А.Вайнштейн, Ю.М. Супрун. – М.: Металлургия, 1978. – 253 с.
7. Коротич, В.И. Металлургия черных металлов [текст]/ В.И. Коротич, С.Г. Братчиков. – М.: Металлургия, 1987. – 268 с.
8. Лотош, В.Е. Технология основных производств в природопользовании [текст]/В.Е. Лотош. – Ек-г, Изд-во УРГУ, 1998. – 543 с.
9. Лотош, В.Е. Переработка твердых отходов [текст]/ В.Е. Лотош. –
Екатеринбург, Изд-во УРГУ, 2002. – 289 с.
10. Лотош, В.Е. Экология природопользования [текст]/ В.Е. Лотош.
– Екатеринбург, Изд-во УРГУ, 1994. – 514 с.
11. Миниович, М.А. Производство разбавленной азотной кислоты
[текст]/ М.А. Миниович, В.М. Миниович. – М. Химия, 1966. – 312 с.
12. Родионов, А.И. Техника защиты окружающей среды [текст]/
А.И. Родионов, В.Н. Клушин. – М.: Химия, 1989. – 417 с.
13. Родионов, А.И. Технологические процессы экологической безопасности [текст]/ А.И. Родионов, В.Н. Клушин, В.Г. Систер. – Калуга, Изд-во Н. Бочкаревой, 2000. – 800 с.
14. Спурников, А.П. Гидрометаллургия цинка [текст]/А.П. Спурников. – М.: Металлургия, 1981. – 384 с.
15. Троицкий, И.А. Металлургия алюминия [текст]/ И.А. Троицкий,
В.А. Железнов. – М.: Металлургия, 1984. – 438 с.
16. Шморгуненко, Н.С. Комплексная переработка и использование
отвальных шламов глиноземного производства [текст]/ Н.С. Шморгуненко, В.И. Корнеев. – М.: Металлургия, 1982. – 311 с.
17. Юдашкин, М.Я. Пылеулавливание и очистка газов в черной металлургии [текст]/ М.Я. Юдашкин. – М.: Металлургия, 1984. – 297 с.
18. Яковлев С.В. Очистка производственных сточных вод
[текст]/С.В. Яковлев. – М.: Стройиздат, 1979. – 586 с.
86
Оглавление
Лекция 1
Черная металлургия
4
Доменное производство
4
Общая характеристика железных руд
4
Подготовка руд к плавке
5
Дробление, измельчение и классификация
5
Обогащение
6
Усреднение
9
Лекция 2
9
Окускование
9
Агломерация
10
Производство окатышей
12
Промышленные выбросы, образующиеся при подготовке руды,
их очистка
13
Получение чугуна
14
Колошниковый газ, его очистка
17
Доменный шлак, его использование
17
Лекция 3
19
Производство стали
19
Основные реакции сталеплавильных процессов
19
Удаление газов из стали
20
Шихтовые материалы сталеплавильного производства
21
Лекция 4
21
Конвертерный способ получения стали
21
Очистка конвертерных газов
22
Очистка конвертерных газов с дожиганием СО
23
Очистка конвертерных газов без дожигания СО
23
Лекция 5
Мартеновское производство стали
Очистка мартеновских газов
87
24
24
25
Очистка сточных вод сталеплавильного производства
Утилизация сталеплавильных шлаков
Лекция 6
Цветная металлургия
Производство меди
Подготовка медных руд к плавке
Обжиг медного концентрата
Получение черновой меди
Плавка медных концентратов на штейн
Конвертирование медного штейна
Лекция 7
Огневое рафинирование черновой меди
Электролитическое рафинирование меди
Способы регенерации электролита
Лекция 8
Производство алюминия
Производство глинозема
Производство криолита
Лекция 9
Электролитическое получение металлического алюминия
Очистка алюминия от примесей
Источники пылегазообразования и очистка отходящих газов
Переработка и использование бокситовых шламов
Лекция 10
Получение цинка
Гидрометаллургический способ получения цинка
Подготовка цинковых руд к выщелачиванию
Сушка
Обжиг
Выщелачивание
Теоретические основы выщелачивания
Схемы и способы выщелачивания
Лекция11
Очистка растворов сульфата цинка от примесей
Электроосаждение цинка
Плавка катодного цинка
Переработка отходящих газов цинкового производства
Утилизация и обезвреживание металлургических
газов
Лекция 12
88
26
26
26
26
26
27
28
28
28
29
31
31
32
32
33
33
34
36
37
37
38
39
39
41
41
42
42
42
42
43
43
46
47
47
49
49
49
50
51
Литейное производство
Литейные материалы и их свойства
Основные этапы литейного производства
Подготовка шихты и ее плавка
Изготовление литейных форм и их сборка
Технология изготовления песчано-глинистых смесей
Охлаждение и выбивка отливок
Лекция 13
Источники пылегазовыделения
Специальные методы литья
Лекция 14
Обработка металлов давлением
Прокатное производство
Сточные воды прокатных цехов и их очистка
Методы утилизации окалиномаслосодержащих осадков
Лекция 15
Технология гальванических производств
Подготовка деталей к нанесению гальванических покрытий
Механическая подготовка
Обезжиривание
Обезжиривание органическими растворителями
Химическое обезжиривание
Электрохимическое обезжиривание
Травление
Химическое травление
Электрохимическое травление
Активирование и промывка деталей
Лекция 16
Механизм образования электрохимических покрытий
Лекция 17
Цинкование
Хромирование
Лекция 18
Очистка и обезвреживание сточных вод гальванического
производства
Обезвреживание циансодержащих сточных вод
Обезвреживание хромсодержащих сточных вод
Обезвреживание нитритсодержащих сточных вод
Нейтрализация сточных вод и осаждение тяжелых металлов
89
51
51
52
52
53
54
56
56
56
57
59
59
61
62
63
64
64
64
65
65
65
65
66
67
67
69
70
72
72
74
74
76
78
78
79
80
82
83
84
Доочистка сточных вод гальванического производства
Вопросы для самопроверки
Рекомендуемая литература
Учебное издание
Елена Вячеславовна Купчинская
Технология основных производств
и промышленные выбросы»
Часть II «Металлургия и металлообработка»
Курс лекций
Редактор…………………
Корректор……………….
Верстка…………………..
90
85
87
Подписано в печать
Тип. № 1
Усл. печ. л. 5,2
Печать офсетная
Тираж ….. экз.
Формат 60х84 1/16
Уч.-изд. л.
*С № 11 Заказ №
Уральский государственный лесотехнический университет
620100, Екатеринбург, Сибирский тракт,37
91