Производство алюминия

Алюминий ‑ один из самый распространенных элементов в природе. Его содержание в земной коре составляет около 8 %.

Чистый алюминий ‑ металл серебристо-белого цвета, температура его плавления 660 °С, плотность 2, 7 т/м³. Алюминий обладает высокими электро- и теплопроводностью, уступая по этим свойствам только серебру и меди, пластичностью и малой окисляемостью. Прочность и твердость алюминия относительно невысокие. В прокатанном и отожженном состоянии он очень пластичен, но малопрочен.

Наибольшее применение чистый алюминий получил в электротехнической промышленности для изготовления проводов, кабелей и обмотки. Алюминий и его сплавы широко применяются во многих отраслях промышленности: в авиации, металлургии, пищевой промышленности и др.

Алюминий обладает высокой химической активностью и в свободном состоянии в природе не встречается. Он входит в состав большинства горных пород в виде А1₂Оз и А1(ОН)₃.

Получают алюминий из горных пород с высоким содержанием глинозема: бокситов, нефелинов, алунитов и коалинов. Основным сырьем для получения алюминия являются бокситы (50...60 % глинозема, 1...5% кремнезема, 2...25 оксида железа, 2...4 оксида титана, 10...30 % воды).

Технологический процесс получения алюминия состоит из двух стадий: получения глинозема (А1₂Оз) из руды и производства алюминия из глинозема. В зависимости от состава и свойств исходного сырья применяют различные способы получения глинозема: химико-термические, кислотные и щелочные.

Широко распространены щелочные способы получения глинозема. Наиболее эффективным из них является мокрый щелочный способ. Этим способом перерабатываются бокситы с низким содержанием кремнезема (2...3 %). Боксит при этом сушат, дробят, размалывают в шаровых мельницах и обрабатывают концентрированной щелочью для перевода гидрата оксида алюминия в алюминат натрия:

2Al(OH)3 + 2NaOH = Na₂O-Al2O3-r-4H₂O.

Алюминат натрия (Ыа₂О'А12Оз) переходит в водный раствор, а другие примеси, не растворяющиеся в щелочах, выпадают в осадок и отфильтровываются. Часть кремнезема также переходит в осадок, остальная его часть растворяется в щелочи и загрязняет водный раствор. В связи с этим для очищения раствора требуется повышенный расход едкого натра.

Отфильтрованный водный раствор алюмината натрия поступает в специальные аппараты ‑ самоиспарители, где происходит гидролиз алюмината натрия и выделение гидроксида алюминия:

Na₂O-Al20₃ + 4H₂O = 2NaOH + 2Al(OH)₃.

Полученный гидроксид алюминия направляется на фильтрование, а затем промывается и поступает в печь, где при температуре 1200 °С прокаливается. В процессе прокаливания получают чистый глинозем:

2А1 (ОН) з = А1₂Оз +ЗН₂О.

Выход глинозема из руды при этом способе составляет около 87 %. На производство 1 т глинозема расходуется 2, 0...2, 5 т бокситов, 70...90 кг NaOH, около 120 кг извести, 7...9 т водяного пара, 160...180 кг мазута (в пересчете на условное топливо) и около 280 кВт-ч электроэнергии.

Глинозем представляет собой прочное химическое соединение, температура его плавления ‑ 2050 °С, кипения ‑ 2980 °С. В этих условиях восстановление алюминия углеродом или его оксидом весьма затруднительно, так как этот процесс заканчивается образованием карбида алюминия (А1₃С₄).

Не представляется возможным получать алюминий с помощью электролиза водного раствора солей, так как в этом " случае на катоде выделяется только водород. Поэтому алюминий получают электролизом из глинозема, растворенного в расплавленном криолите. Процесс происходит в специальных электролизных ваннах. Электролизеры питаются током 50 000... 155 000 А при напряжении 4... 4, 5 В. Ток используется не только для обеспечения процесса электролиза глинозема, но и для поддержания температуры электролита в пределах 950... 1000 °С.

Перед началом процесса ванну подогревают и постепенно добавляют криолит. При толщине слоя расплавленного криолита 200...300 мм в ванну загружают глинозем (10...15% от массы криолита). Под воздействием электрического тока на аноде выделяется кислород. Он взаимодействует с углеродом анода, образуя СО и СО₂, которые отводятся из ванны. На дне ванны (катоде; собирается жидкий алюминии, который периодически откачивается с помощью вакуумного ковша, соединенного с вакуумным насосом. По мере необходимости электрод обновляется. Суточная производительность ванны составляет около 350 кг алюминия. Длительность непрерывной работы ванны ‑ 2...3 года. Для производства 1 т алюминия расходуется около 2 т глинозема, 0, 7 т анодной массы, 0, 1 т криолита и других фторидов и 16... 18 МВт-ч электроэнергии. В структуре себестоимости 1 т алюминия затраты на электроэнергию составляют более 30 %, около 50 % приходится на сырье и основные материалы. В этих условиях рациональное использование сырья и электроэнергии является одним из путей снижения себестоимости производства алюминия.

Для увеличения степени чистоты алюминия его дополнительно подвергают рафинированию. С этой целью алюминий в ковшах вместимостью около 1, 25 т подвергают при температуре 650...770°С продувке хлором в течение 10...15 мин. Из алюминия выделяются примеси глинозема, криолита и газы. Рафинированный алюминий разливают в изложницы. Для получения алюминия высокой чистоты применяют электролитическое рафинирование. В этом случае анодом служит подлежащий очистке алюминий, катодом ‑ пластины из чистого алюминия. Расплавы хлористых и фтористых солей используются в качестве электролита.

Рафинирование алюминия возможно и другими способами. Некоторые заводы вторичного алюминия применяют, например, магниевый способ рафинирования.

Для получения алюминия особой чистоты широкое применение получил метод его зонной перекристаллизации, в основе которой лежит неодинаковое распределение примесей алюминия (или другого рафинируемого металла) между жидкой и твердой фазой при частичном расплавлении.

В зависимости от степени чистоты алюминия ГОСТ 11069‑ 64 нормирован выпуск его марок А995, А99, А95 с содержанием примесей не более 0, 005...0, 5 % и алюминия особой чистоты А999 (не более 0, 001 % примесей).

В цветной металлургии в настоящее время применяют новый, способ комплексной переработки сырья ‑ плавки в «жидкой ванне».

Суть этого способа заключается в следующем: в печь, где идет плавка и температура шлака достигает 1350 °С, подается через фурмы кислород. Через свод печи производят загрузку сырья. Размер частиц может быть от нескольких микрометров до десятка сантиметров (особой подготовки шихты новая технология не требует). Попадая в кипящий, перемешиваемый кислородом шлак, частицы шихты тонут в нем и быстро расправляются. Частицы сульфида меди не смешиваются со шлаком, а «плавают» в нем. Зато однородные частички металла (меди, никеля и др.) сливаются в тяжелые капли и проходят через шлак, образуя под ним слой штейна, который непрерывно выпускается из печи. При плавке в «жидкой ванне» содержание меди в шлаке даже без специального его обеднения составляет всего 0, 5...0, 6 %, зато в штейне ее содержится до 60 %. Использование кислородного дутья позволяет получить в процессе окисления сульфидов теплоту, достаточную для «самообеспечения» процесса плавки без расхода топлива.

Выброс отходящих газов в 10 раз ниже, нежели при плавке сульфидных руд по обычной технологии. Эти газы содержат до 60 % диоксида серы и могут использоваться для получения серы, которая извлекается способами, уже освоенными промышленностью.

Удельная производительность печи для плавки в «жидкой ванне» превышает производительность отражательной печи более чем в 15 раз. При этом резко облегчаются условия труда и уменьшается загрязнение окружающей среды отходами производства цветных металлов.

ЛИТЕРАТУРА

Основная литература

1. Производственные технологии: Учебник. /Под ред. В.В. Садовского. –Минск: БГЭУ, 2008.

2. Производственные технологии (общие основы), ч.1, ч.2: Учебно-практическое пособие /Самойлов М.В., Кохно Н.П., Ковалев А.Н., Миронович И.М. – Минск: БГЭУ, 2004.

Дополнительная литература

1. Национальная экономика Беларуси: Потенциалы. Хозяйственные комплексы. Направления развития. Механизмы управления: Учеб. пособие / В.Н. Шимов и др.; Под общ. ред. В.Н. Шимова. – Минск: БГЭУ, 2005.

2. Самойлов, М.В. Производственные технологии: учебное пособие/М.В. Самойлов, Н.П. Кохно, А.Н. Ковалев– Минск: Книжный Дом, 2006.

3. Производственные технологии: лабораторный практикум / М.В. Самойлов, И.А. Мочальник, Н.П. Кохно, В.В. Паневчик – Минск: БГЭУ, 2000.

4. Самойлов, М.В. Технологические методы решения экологических проблем/ М.В. Самойлов, В.В. Паневчик, Н.П. Кохно – Минск: БГЭУ, 1996.