Пример готовой контрольной работы по предмету: Металлургия
Содержание
7.1 Технологическое оборудование для получения магния
Магний широко применяют в виде сплавов с алюминием, цинком и марганцем для изготовления деталей авиационных и автомобильных двигателей. Магниевые сплавы обладают хорошими литейными свойствами, что дает возможность получать из них сложные отливки. Сплавы магния легко поддаются свариванию и обработке резанием.
Основными видами сырья для производства магния являются магнезит, доломит, карналлит и бишофит. Главной составляющей магнезита является MgCO3, а доломита СаСО 3 • MgCO3. Карналлит — это природный хлорид магния и калия MgCl 2 • КСl • 6Н 2O. Бишофит (MgCl 2 • 6Н 2O) получается при переработке карналлита или выпаривается из воды соленых озер и морей.
Наиболее распространен в настоящее время электролитический способ производства магния, при этом Mg в процессе электролиза получается из вводимого в электролит хлорида MgCl
2. Технология производства магния этим способом включает три стадии: получение безводного хлорида магния MgCl 2, электролиз с выделением из хлорида жидкого магния, рафинирование магния.
Получение хлорида магния ведут тремя способами. Первый способ — обезвоживание карналлита MgCl 2 • KCl • 6Н 2O. Процесс осуществляют в две стадии. Первую проводят, нагревая карналлит в трубчатых вращающихся печах или печах кипящего слоя. Вторую — в основном в печах-хлораторах, имеющих плавильную камеру, где карналлит расплавляют при температурах 550—
60. °С; две хлорирующие камеры, где продувкой хлором примеси (MgO) переводят в MgCl 2 и копильник расплава (миксер).
На некоторых заводах вторую стадию проводят в электрических печах сопротивления, где карналлит расплавляют при температуре ~500°С и сливают в миксер. В обоих случаях жидкий карналлит сливают из миксеров в ковш и везут в электролизный цех. Обезвоженный карналлит содержит, %: MgCl 2 47-52; KCl 40-46; NaCl 5-8.
Рисунок
1. Шахтная печь для производства магния: 1 — летка; 2 — угольные электроды; 3 — ремонтный люк; 4 — загрузочное устройство; 5 — гаэоотвод; б — футеровка; 7 — хлорные фурмы; 8 — шихта; 9 — угольные брикеты Рисунок
2. Схема магниевого диафрагменного электролизера
Второй способ производства хлорида магния заключается в хлорировании магнезита или оксида магния, получаемого путем предварительного обжига магнезита. Процесс ведут в шахтных электрических печах. В нижней части (рис. 1) расположены в два ряда электроды
2. между ними находятся угольные брикеты, которые при прохождении электрического тока нагреваются до ~
75. °С. Шихту загружают сверху, через фурмы 7 вдувают хлор.
У фурм происходит хлорирование оксида магния: MgO + Сl 2 + С = MgCl 2 + СО. Хлористый магний плавится и скапливается на подине, периодически его выпускают в ковш и транспортируют в электролизный цех.
Третий способ — это получение МgСl 2 в качестве побочного продукта в процессе восстановления титана магнием из TiCl 4 (см. ниже).
Этот жидкий хлорид магния направляют в магниевое производство (Mg и титан обычно производят на одном предприятии).
Электролитическое получение магния осуществляют в электролизере (рис. 2).
Анодами служат графитовые пластины 7, а катодами — стальные пластины
2. Удельная плотность магния меньше удельной плотности электролита, и поэтому магний всплывает. Хлор, выделяемый на аноде, тоже всплывает. Чтобы избежать взаимодействия хлора с Mg, а также короткого замыкания анода и катода расплавленным магнием, вверху устанавливают специальную разделительную диафрагму 3.
Электролит состоит из МgСl 2 (5— 17 %), KCl, NaCl и добавок СаF2 и По мере расходования МgСl 2 в электролизер периодически заливают жидкие карналлит либо хлористый магний. Электролиз ведут при 670—
72. °С. На катоде выделяется магний: Мg 2+ + 2е —>на аноде — газообразный хлор 2Cl- — 2е —> Cl
2. Из электролизера откачивают хлор и 2— 3 раза в сутки с помощью вакуум-ковшей с электрообогревом извлекают жидкий магний.
В последнее время наряду с описанными выше диафрагменными электролизерами применяют бездиафрагменные.
Рафинирование магния осуществляют отстаиванием в печах, возгонкой или электролизом. Наиболее распространен первый способ, заключающийся в выдержке магния в печах сопротивления под слоем флюса. При этом происходит отстаивание (переход в осадок) запутавшихся в расплаве частиц электролита и шлама. Рафинирование возгонкой осуществляют путем испарения магния в вакууме при
90. °С. Испаряющийся чистый Mg осаждается в конденсаторе. Электролитическое рафинирование магния схоже с аналогичным процессом рафинирования алюминия по трехслойному методу. В электролизере внизу у анода находится слой рафинируемого магния, выше — слой электролита, а над ним у катода накапливается чистый магний.
Применяют также термические способы производства магния с использованием в качестве восстановителя С, Si или СаС
2. Из них проще силикотермический способ, при котором пользуются специальными ретортами из хромоникелевой жаропрочной стали, помещаемыми в электропечь, отапливаемую газообразным топливом. В качестве сырья лучше всего брать доломит MgCO3 • СаСО 3, а в качестве восстановителя — кремний ферросилиция. Магний получается высокой чистоты.
8.1 Металлургия титана
Титан отличается высокой механической прочностью, коррозионной стойкостью, жаропрочностью (Тпл = 1660 °С) и малой плотностью (4,51 г/см 3).
Его применяют как конструкционный материал в самолетостроении, а также при постройке сосудов, предназначенных для транспортирования концентрированной азотной и разбавленной серной кислот.
Применяют также диоксид TiO2 для производства титановых белил и эмали. Наиболее распространенным сырьем для производства титана и диоксида Ti служит ильменитовый концентрат, выделяемый при обогащении титаномагнетитовых железных руд, в котором содержится, %: 40-60 TiO2, ~30 FeO, ~20 Fe 2O3 и 5— 7 пустой породы (CaO, MgO, Al 2O3, SiO2), причем титан в виде минерала ильменита FeO • TiO2.
Технологический процесс производства титана из ильменитового концентрата состоит из следующих основных стадий:
• получение титанового шлака восстановительной плавкой
• получение тетрахлорида титана хлорированием титановых шлаков
• производство титана (губки, порошка) восстановлением из тетрахлорида.
Восстановительная плавка ильменитового концентрата имеет целью перевести TiO2 в шлак и отделить оксиды железа путем их восстановления. Плавку проводят в электро дуговых печах. Сначала загружают концентрат и восстановитель (кокс, антрацит), их нагревают до ~ 1650 °С. Основной реакцией является: FeO • TiO2 + С = Fe + TiO2 + CO. Из восстановленного и науглероживающегося железа образуется чугун, а оксид титана переходит в шлак, который содержит 82— 90% TiO2.
Получение тетрахлорида титана TiCl 4 осуществляют воздействием газообразного хлора на TiO2 при температурах 700—
90. °С, при этом протекает реакция:
TiO2 + 2Cl 2 + 2С = TiCl 4 +
2 СО.
Хлорирование осуществляют в шахтных хлораторах непрерывного действия или в солевых хлораторах. Шахтный хлоратор — это футерованный цилиндр диаметром до 2 и высотой до 10 м, в который сверху загружают брикеты из измельченного титанового шлака и снизу вдувают газ магниевых электролизеров, содержащий 65— 70 % Cl
2. Взаимодействие TiO2 брикетов и хлора идет с выделением тепла, обеспечивающего необходимые для процесса температуры (~
95. °С в зоне реагирования).
Образующийся в хлораторе газообразный TiCl 4 отводят через верх, остаток шлака от хлорирования непрерывно выгружают снизу.
Солевой хлоратор представляет собой футерованную шамотом камеру, наполовину заполненную отработанным электролитом магниевых электролизеров, содержащим хлориды калия, натрия, магния и кальция. Сверху в расплав загружают измельченные титановый шлак и кокс, а снизу вдувают хлор. Температура 800—
85. °С, необходимая для интенсивного протекания хлорирования титанового шлака в расплаве, обеспечивается за счет тепла протекающих экзотермических реакций хлорирования.
Газообразный TiCl 4 из верха хлоратора отводят на очистку от примесей, отработанный электролит периодически заменяют. Основное преимущество солевых хлораторов состоит в том, что не требуется дорогостоящее брикетирование шихты. Отводимый из хлораторов газообразный TiCl 4 содержит пыль и примеси газов — СО, СO2 и различные хлориды, поэтому его подвергают сложной, проводимой в несколько стадий очистке.
Металлатермическое восстановление титана из тетрахлорида TiCl 4 проводят магнием или натрием. Для восстановления магнием служат аппараты, представляющие собой помещенную в печь герметичную реторту высотой 2— 3 м из хромо-никелевых сталей. После ввода в разогретую до ~
75. °С реторту магния в нее подают тетрахлорид титана.
Восстановление титана магнием TiCl 4 + 2Mg = Ti + + 2MgCl 2 идет с выделением тепла, поэтому электронагрев печи отключают и реторту обдувают воздухом, поддерживая температуру в пределах 800—
90. °С; ее регулируют также скоростью подачи тетрахлорида титана. За один цикл восстановления длительностью 30— 50 ч получают 1— 4 т титана в виде губки (твердые частицы титана спекаются в пористую массу — губку).
Жидкий MgCl 2 из реторты периодически выпускают.
Выдержка из текста
Контрольная работа № 1
1. 1 Минералы для цветной металлургии
• Основное сырье для цветной металлургии — руды. Руда — это природное материальное соединение, содержащее какой-либо металл или несколько металлов, а также неметаллические полезные ископаемые в концентрациях, извлечение которых экономически целесообразно. Руды цветных металлов отличаются низким содержанием полезных компонентов и комплексным характером.
• В зависимости от вида присутствующих металлосодержащих минералов руды цветных металлов делятся на группы:
• · Сульфидные (Минералы находятся в форме сернистых соединений).
Это медные, медно-никелевые, свинцово-цинковые руды;
• · Окисленные, в них минералы находятся в форме кислородсодержащих соединений (оксиды, карбонаты).
Это алюминиевые, окислено-никелевые, оловянные руды;
• · Смешанные, в них минералы могут находиться и одной и в другой формах (медные руды);
• · Самородные содержат металлы в свободном соединении (золото, серебро, платина).
• По числу присутствующих металлов руды делятся на монометаллические и полиметаллические. Большинство руд цветных металлов являются полиметаллическими и содержат как минимум два ценных компонента. Наиболее сложными по составу являются медные, медно-никелевые, свинцово-медно-цинковые руды
2. 1 Получение глинозема по способу Байера
Способ Байера — способ выделения глинозема из боксита — основан на выщелачивании, цель которого растворить содержащийся в боксите оксид алюминия Al 2O3, избежав перевода в раствор остальных составляющих боксита (SiO2, Fe 2O3 и др.).
В основе способа лежит обратимая химическая реакция:
Al 2O3 • n H2O + 2NaOH = Na 2O • Al 2O3 + (n + 1)H2O.
При протекании реакции вправо глинозем в виде алюмината натрия переходит в раствор, а при обратном течении реакции образующийся гидратированный Al 2O3 выпадает в осадок. Упрощендая схема производства глинозема по способу Байера показана на рис. 244. Ниже описаны основные операции этого способа.
1. Подготовка боксита к выщелачиванию. Боксит дробят и размалывают до фракций размером 0,05— 0,15 мм в среде добавляемой щелочи и оборотного раствора щелочи NaОН, добавляют также немного извести, активизирующей выщелачивание.
2. Выщелачивание. Полученную при помоле пульпу направляют на выщелачивание. Для полного протекания приведенной выше реакции вправо (образования алюмината натрия) необходимы щелочная среда, высокое давление (~ 3 МПа), нагрев пульпы до 100—
24. °С (в зависимости от сорта боксита) и ее длительное (около 2 ч) перемешивание. Такие условия обеспечиваются в автоклавах — сосудах, работающих под давлением. Применяемые автоклавы представляют собой (рис.245) стальной цилиндрический сосуд диаметром 1,6— 2,5 и высотой 13,5— 17,5 м. Давление в автоклаве 2,5— 3,3 МПа, пульпу подают сверху, снизу через патрубок 2 с барботером 3 — пар, который нагревает и перемешивает ее. Из автоклава пульпа выдавливается через трубу 1.
Автоклав для выщелачивания боксита
Пульпу обычно пропускают через батарею из 6—
1. последовательно установленных автоклавов, где в течение ~ 2 ч содержащийся в пульпе в виде Al 2O3 • Н 2O, Al 2O3 • 3Н 2O и Al 2O3 глинозем реагирует со щелочью (реакция
приведена выше), переходя в Na 2O • Al 2O3. В первый автоклав пульпу подают насосом, предварительно подогрев до ~
15. °С, из последнего автоклава пульпа попадает в два автоклава-испарителя, в которых давление снижается до атмосферного. Продуктом является автоклавная пульпа, состоящая из алюми- натного раствора (содержащего Na 2O • Al 2O3) и шлама (осадка, в который выпадают остальные примеси боксита).
3. Разделение алюминатного раствора и шлама после разбавления пульпы водой производят в сгустителях (отстойниках) — сосудах диаметром 15— 50 м, на дне которых оседает шлам, а через верх сливается отстоявшийся алюминатный раствор. Его дополнительно пропускают через фильтры и направляют на следующую операцию — декомпозицию. Получаемый красный шлам (окраску ему придают частицы Fe 2O3) идет в отвал, шлам содержит, %: Al 2O3 12— 18, SiO2 6— 11, Fe 2O3 44-50, CaO 8-13.
4. Разложение алюминатного раствора, называемое также декомпозицией или выкручиванием проводят с целью перевести алюминий из «раствора в осадок в виде Al 2O3 • 3Н 2O, для чего обеспечивают течение приведенной выше реакции выщелачивания влево, в сторону образования Al 2O3 • 3Н 2O. Чтобы указанная реакция шла влево, необходимо понизить давление (до атмосферного), разбавить и охладить раствор, ввести в него затравки (мелкие кристаллы гидрооксида алюминия) и пульпу для получения достаточно крупных кристаллов Al 2O3 • 3Н
2. перемешивать в течение 50— 90 ч.
Этот процесс осуществляют в серии установленных последовательно и соединенных перепускными сифонами декомпозеров, через которые последовательно проходит пульпа (алюминатный раствор с выпадающими кристаллами гидрооксида алюминия).
В серии устанавливают 10—
1. декомпозеров с механическим перемешиванием или 16—
2. декомпозеров с воздушным перемешиванием пульпы. Первые представляют собой баки диаметром до 8 м, в которых перемешивание осуществляют вращением вокруг вертикальной оси волокуш (гребков).
Декомпозеры второго типа, преимущественно применяемые в настоящее время, представляют собой цилиндрические баки высотой 25— 35 м и объемом до 3000 м 3; снизу в них подают сжатый воздух, перемешивающих пульпу.
5. Отделение кристаллов гидрооксида алюминия от раствора и классификация кристаллов по крупности. После декомпозиции пульпа поступает в сгустители, где гидрооксид отделяют от раствора. Полученный гидрооксид в гидросепараторах разделяют на фракцию с размером частиц 40—
10. мкм и мелкую фракцию (размером <
4. мкм), которую используют в качестве затравки при декомпозиции. Крупную фракцию промывают, фильтруют и направляют на кальцинацию.
6. Кальцинацию или обезвоживание гидрооксида алюминия осуществляют в футерованных шамотом трубчатых вращающихся печах диаметром 2,5— 5 и длиной 35— 110 м, отапливаемых природным газом или мазутом. Гидрооксид медленно перемещается вдоль вращающегося барабана навстречу потоку горячих газов, температура которых повышается от 200—
30. °С в месте загрузки до ~ 1200 °С вблизи горелки у разгрузочного торца барабана. При нагреве гидрооксида идет реакция: Al 2O3 • 3H2O = Al 2O3 + 3Н 2O, заканчивающаяся при
90. °С. Продуктом является глинозем Al 2O3 (порошок белого цвета).
Извлечение глинозема при использовании описанного способа Байера составляет около 87 %. На производство 1 т глинозема расходуют 2,0— 2,5 т боксита, 70—
9. кг NaOH, около
12. кг извести, 7— 9 т пара, 160—
18. кг мазута (в пересчете на условное топливо) и около
28. кВт • ч электроэнергии.
3.1 Электролиз алюминия
Схема электролизера для получения алюминия
1. Электролизер имеет катодное и анодное устройства. Катодное устройство — 1 представляет собой ванну в стальном корпусе, отфутерованную на глубину 400-600 мм изнутри угольными блоками. К угольной подине ванны при помощи стальных штырей подключены медные шины для отвода электрического тока. В процессе работы электролизера на подине ванны, служащей катодом, собирается жидкий алюминий, а под ним располагается электролит. Для нормальной работы электролизера уровень металла над подиной должен быть не менее 25-30 см, а уровень электролита 17-20 см. Анодное устройство — 2 состоит из вертикально установленного анода, нижняя часть которого погружена в электролит. К аноду подведен постоянный электрический ток, который используется в процессе электролиза, а также поддерживает температуру электролита 950… 970 0С за счет джоулева тепла, развиваемого током в слое электролита между анодом и катодом. Большинство современных электролизеров имеют один самообжигающийся непрерывный анод. Тело у анода на некоторой высоте заключено в кожух в виде прямоугольника из листового алюминия. Из нижней части кожуха выдвигается твердая часть анода, опускаемая в электролит, а внутри кожуха анодная масса (уголь и 28-30 % пека, который служит связующим) находится сначала в жидком состоянии, а затем самобжигается и отвердевает. Подъемный механизм — 3 перемещает анод по мере его сгорания внизу, а сверху периодически загружается сырая анодная масса.
2. Стальные штыри, поддерживающие анод, по мере его передвижения вниз, изменяют свое положение. Через штыри к аноду подводится электрический ток от 45000 до 155000 А (для различных ванн).
Рабочее напряжение нормально работающей ванны 4, 0-4,5 В.
Электролит составляют из криолитоглиноземного расплава, в котором содержится 8… 10 % глинозема. Для улучшения свойств электролита в него добавляют фтористые соединения Al, Na, Ca и хлористый Mg и Na. Наиболее низкая температура плавления электролита 935 0С. При 950 0С плотность электролита ниже плотности алюмини
Список использованной литературы
Учебник мисис
