Спекание производят в отапливаемых трубчатых вращающихся печах диаметром 3 – 5 и длиной до 190 м; пульпу заливают в печь со стороны газов, где температура равна 200 – 3000 С, а в разгрузочном конце она достигает 13000 С. В процессе нагрева нефелин взаимодействует с известняком:
(Na, K)2O.Al2O3. 2SiO2 + 4 CaCO3 = (Na, K)2O . Al2O3 + 2(2CaO.SiO2) + 4CO2
В результате этой реакции входящие в состав нефелина Na2O и K2Oобеспечивают перевод глинозема в водорастворимые алюминаты, а CaOсвязывает кремнезем в малорастворимый двухкальциевый силикат. Получаемый спек охлаждают в холодильниках и дробят.
Выщелачивание нефелинового спека совмещают с его размолом и проводят в шаровых или стержневых мельницах в среде горячей воды со щелочным раствором, получаемым после карбонизации. В процессе выщелачивания алюминаты растворяются в воде и остается известково-кремнистый шлам, который идет на производство цемента.
Обескремнивание алюминатного раствора проходит в две стадии. Первую проводят в автоклавах в течении 1,5-2 ч при температуре 150-170 0С; при этом в осадок выпадают содержащие кремнезем алюмосиликаты, этот осадок идет а шихту для спекания.
Вторую часть алюминатного раствора дополнительно обескремнивают в мешалках с добавкой извести при ~ 95 0С в течении 1,5-2 ч. При этом в осадок выпадает известковосиликатный шлам и обеспечивается глубокое обескремнивание алюминатного раствора. Затем этот раствор подвергают кальцинации, получая в осадке гидроксид алюминия и глубоко обескремненный содовый раствор, из которого далее в содовом цехе получают поташ (K2CO3) и кальцинированную соду (Na2CO3); глубокое обескремнивание необходимо для получения этих товарных продуктов.
Кальцинация. Гидроксид алюминия после обеих ветвей переработки алюминатного раствора подвергают промывке и фильтрации и затем направляют на кальцинацию (обезвоживание), которую проводят так же, как в способе Байера, получая глинозем.
Примерный расход материалов на получении 1т глинозема из нефелинов, т: нефелина 4; известняка 7; извести 0,1; условного топлива 1,5; электроэнергии ~ 1000 кВт , ч. При этом получают около 1 т содопродуктов и до 10 т цемента. [2]
5. ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ ПОЛУЧЕНИЕ АЛЮМИНИЯ
Алюминий получают путем электролиза глинозема, растворенного в расплавленном электролизе, основным компонентом которого является криолит. В чистом криолите Na3AlF6(3NaF.AlF3) отношение NaF: AlF3 равно 3, для экономии электроэнергии необходимо при электролизе иметь это отношение в пределах 2,6-2,8, поэтому к криолиту добавляют фтористый алюминий AlF3. Кроме того, для снижения температуры плавления в электролит добавляют немного CaF2, MgF2 и иногда NaCl. Содержание основных компонентов в промышленном электролите находится в следующих пределах, %: Na3AlF6 75-90; AlF3 5-12; MgF2 2-5; CaF2 2-4; Al2O3 2-10.
Электролизная ванна или электролизер, где проводят электролиз, имеет в плане прямоугольную форму. Кожух из стальных листов охватывает стены ванны, а у больших ванн выполнен с днищем. Внутри имеется слой шамота и далее стены выложены угольными плитами, а под образован подовыми угольными блоками. Ванна глубиной 0,5-0,6 м заполнен электролитом и находящимся под ним слоем жидкого алюминия.
Угольный анод подвешен на стальных стержнях так, что его нижний конец погружен в электролит, через стержни к аноду подается ток от шин.
Мощность электролизера, определяемая силой подводимого к ней тока, изменяется от 30 кА у ванн малой мощности до 250 кА у ванн большой мощности.
Электролизные ванны с предварительно оббоженными анодами имеют анодный узел, составленный из нескольких угольных или графитированных блоков, расположенных в два ряда. В каждом блоке закреплены четыре стальных ниппеля, соединенных со штангой; это устройство служит для подвода тока и для подвески блока. Сгоревшие блоки заменяют новыми. Над ванной установлен газоулавливаающий короб.
Использование обожженных анодов позволило увеличить единичную мощность ванн и сильно сократить выделение вредных канцерогенных веществ, которые образуются при коксований пека самообжигающихся электронов.
Электронные ванны размещают в цехе в ряд - по несколько десятков ванн в ряду.
Электролиз ведут при напряжении 4-4,3 В и ,как отмечалось, при удельной плотности тока, походящего через анод, равной 0,65-1,0 А /см2 .Толщина слоя электролита в ванне составляет 150-250 мм. Температуру ванны поддерживают в пределах 950-970 0С за счет тепла, выделяющегося при прохождений постоянного тока через электролит. Такие температуры имеют место под анодом, а на границе с воздухом образуется корка затвердевшего электролита, а у стен ванны - затвердевший слой электролита (гарнисаж).
Необходимая температура ванны, т. е выделение в слое электролита необходимого количества тепла, обеспечивается при определенном электросопротивлении слоя электролита. Такого электросопротивления достигают, поддерживая в заданных пределах состав электролита и толщину его токопроводящего слоя, т. е. расстояния между анодом и слоем жидкого алюминия в пределах 40-60 мм.
При приложении напряжения к катоду и аноду составляющие жидкого электролита подвергаются электролитической диссоциации, и расплав состоит из многочисленных катионов и анионов. Состав электролита подобран так, что в соответствии со значениями потенциалов разряда на электродах могут разряжаться только катионы Al3+ и анионы O2-, образующиеся при диссоциации Al2O3 в электролите.
Разряжающийся на катоде алюминий накапливается на подине ванны под слоем электролита. Выделяющийся на аноде с образованием газов CO и CO2, т. е. при этом окисляется низ анода, в связи с чем анод периодически опускают. Газы CO и CO2 выходят из-под анодов вдоль их боковых поверхностей, они содержат выделяющиеся из электролита токсичные фтористые соединения и глиноземную пыль; эти газы улавливают и очищают от пыли и фтористых соединений.
По ходу процесса в ванны периодически загружают глинозем; контролируют состав электролита, вводя корректирующие добавки; с помощью регуляторов поддерживают оптимальное расстояние между анодами и жидким алюминием. Глинозем загружают в ванны сверху, пробирая для этого корку спекшегося электролита с помощью передвигающихся вдоль ванн машин.
Жидкий алюминий извлекают из ванн один раз в сутки или через 2-3 сут с помощью вакуум-ковшей. Вакуум-ковш представляет собой вмещающую 1,5-5 т алюминия футерованную шамотом емкость, в которой создается разряжение ~ 70 кПа. Соединенную с патрубком ковша заборную трубку погружают сверху в слой жидкого алюминия засасывается в ковш.
Выделяющиеся анодные газы вначале направляют в горелки, где сжигают CO и возгоны смолы, а затем в газоочистку, где улавливают пыль и фтористые соединения.
Производительность современных электролизных ванн составляет 500-1200 кг алюминия в сутки. Для получения 1 т алюминия расходуется ~ 1,95 т глинозема, ~ 25 кг криолита, 25 кг фтористого алюминия, 0,5-0,6 т анодной массы, 14-16 МВт , ч электроэнергии. [2], [1]
6. РАФИНИРОВАНИЕ АЛЮМИНИЯ
Алюминий, извлекаемый из электролизных ванн, называют алюминием-сырцом. Он содержит металлические и неметаллические примеси, а также газы (водород, кислород, азот, оксиды углерода, сернистый газ). Неметаллические примеси – это механически увлеченные частицы глинозема, электролит, частицы футеровки и др.
Для отчистки от механически захваченных примесей, растворенных газов, а также от Na, Ca и Mg алюминий подвергают хлорированию. Для этого в вакуум-ковш вводят трубку, через которую в течение 10-15 мин подают газообразный хлор, причем для увеличения поверхности соприкосновения газа с металлом на конце трубки крепят пористые керамические пробки, обеспечивающие дробление струи газа на мелкие пузырьки. Хлор энергично реагирует с алюминием, образуя хлористый алюминий AlCl3. Пары хлористого алюминия поднимаются через слой металла и вместе с ними всплывают взвешенные неметаллические примеси, часть газов и образующиеся хлориды Na, Ca, Mg и H2.
Далее алюминий заливают в электрические печи-миксеры или в отражательные печи, где в течение 30-45 мин происходит его остаивание. Цель этой операции - дополнительное очищение от неметаллических и газовых включений и усреднение состава путем смешения алюминия из разных ванн. Затем алюминий разливают либо в чушки на конвейерных разливочных машинах, либо на установках непрерывно литья в слитки для прокатки или волочения. Таким образом получают алюминий чистотой не менее 99,8% Al.
Алюминий более высокой степени чистоты в промышленном масштабе получают путем последующего электролитического рафинирования жидкого алюминия по так называемому трехслойному методу. Электролизная ванна имеет стенки из магнезита, угольную подину и подвешенные сверху графитированные катоды. На подину через боковое отверстие порциями заливают исходный алюминий, поддерживая здесь анодный слой определенной толщины; выше него располагается слой электролита из фтористых и хлористых солей, а над электролитом – слой очищенного алюминия, который легче электролита; в этот слой погружены концы катодов.
Для того чтобы рафинируемый алюминий находился внизу, его утяжеляют, формируя в анодном слое сплав алюминия с медью. В процессе электролиза ионы Al3+ перемещаются из анодного слоя через слой электролита в катодный слой и здесь разряжаются. Накапливающийся на поверхности ванны чистый катодный металл вычерпывают и разливают в слитки. Этим способом получают алюминий чистотой 99,95%. Расход электроэнергии равен ~ 18000 кВт , ч на 1 т алюминия. Более чистый алюминий получают методом зонной плавки или дистилляцией через субгалогениды. [2]
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Из рассмотренного материала следует, что алюминий является одним из необходимых металлов в промышленности. Металлургия алюминия играет большую роль в развитии современных технологий.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Габриелян О.С. Химия.- М.: Дрофа, 2004 г.
2. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия.- М.: ИКЦ «Академкнига», 2004 г.
3. Кульман А.Г. Общая химия.- М.:" Колос", 1968.