MIEDŹ - Cu
Rudy
- zasadniczym typem rud miedzi są rudy siarczkowe (90%)
Rudy miedzi w Polsce są trzech rodzajów:
rudy węglanowe - wydzielenia minerałów miedzionośnych mają rozmiary 30 - 200 mikro m.
rudy łupkowe - minerały miedzionośne w bardzo drobnych wydzieleniach: 5 - 40 mikro m
rudy piaskowcowe - wtrącenia minerałów miedzi głównie w spoiwie, rozmiary
50 - 200 mikro m.
Wzbogacanie siarczkowych rud miedzi
Rozdrabnianie - operacja w kilku etapach:
Kruszarki (głównie szczękowe i młotkowe) rozdrabniają rudę do wielkości 20 - 40 mm.
Mielenie (przeważnie na mokro) w młynach prętowych do rozmiaru ok. 3 mm,
następnie w młynach kulowych do rozmiarów 15 - 150 mikro m.
Klasyfikacja, aby uniknąć zbyt drobnego zmielenia rudy, co pochłania energię i daje gorsze wyniki flotacji. Oddziela się te ziarna, które są już dostatecznie małe.
klasyfikator ślimakowy (spiralny), stosowany po mieleniu grubym w młynach prętowych
hydrocyklon - większe cząstki zawieszone w wodzie poruszają się szybciej od cząstek mniejszych. Pulpa (woda + ziarno).
Flotacja:
Rozdrobniona ruda (15 - 250 mm) wzbogacana przez flotację.
Mieszanina rudy z wodą, przez którą przepuszcza się pęcherzyki powietrza - pulpa.
Do pęcherzyków przyczepiają się cząstki niezwilżalne przez wodę. Wypływają na powierzchnię tworząc pianę.
Flotowalność (naturalna) - zdolność do podlegania flotacji, czyli słaba zwilżalność przez wodę. Flotowalność można znacznie poprawić, dodając odpowiednie odczynniki, zmieniające charakter powierzchni. Takie jak:
kolektory (zbieracze) - przyklejają się do powierzchni minerałów, czynią ją podobną do powierzchni węglowodorów,
regulatory (modyfikatory) - regulują działanie kolektorów,
odczynniki pianotwórcze (spieniacze) - stabilizują pianę.
Ruda może zawierać kilka minerałów. Aby je rozdzielić, zbieracze muszą działać selektywnie.
Odczynniki zwiększające działanie zbieracza - aktywatory.
Odczynniki osłabiające działanie zbieracza - depresory.
Flotacja siarczkowych rud miedzi - najpierw trzeba oddzielić piryt FeS2. Depresorem dla pirytu są jony CN- oraz SO32- . Podwyższenie pH (wapno) do 10 -12 powoduje przejście pirytu do odpadów. Dodatek Na2S usuwa powierzchniowe utlenienie ziaren siarczków i polepsza flotację.
Stapianie koncentratów siarczkowych miedzi
Po wysuszeniu koncentratu następuje jego stapianie. Powstają dwie fazy ciekłe:
Żużel - faza tlenkowa
Kamień miedziowy - faza siarczkowa.
Warunki procesu: temperatura i skład fazy gazowej decydują o powstałym produkcie.
Składniki fazy gazowej: tlen i dwutlenek siarki.
Układ równowag Cu-Fe-S (w temp. nieco powyżej 1356 K):
miedź jest ciekła,
żelazo jest stałe (g-Fe),
siarka jest gazowa.
Rozdział kamienia miedziowego od żużla
Etapy topienia kamienia miedziowego:
Przejście miedzi ze wsadu do kamienia,
Rozdział kamienia miedziowego od żużla.
Rozdział jest możliwy, gdy żużel jest nasycony krzemionką. Przy jej braku ciekłe FeO i FeS mieszają się ze sobą we wszystkich proporcjach. Podobnie kamień miedziowy o zawartości 30-60% Cu rozpuszcza w sobie znaczne ilości FeO.
Przy obecności SiO2 następuje rozdział na dwie fazy ciekłe w równowadze. Im większe stężenie krzemionki, tym większy obszar niemieszalności.
Zapobieganie stratom miedzi w żużlu:
Odpowiednio wysoka ilość krzemionki w układzie,
Dodatek CaO i Al2O3 w żużlu (do 10%), co stabilizuje żużel,
Stężenie miedzi w kamieniu nie powinno przekraczać 60%,
Ilość żużla powinna być możliwie mała, bo sumaryczne straty miedzi są mniejsze,
Temperatura przekraczająca 1200 0C powoduje spadek lepkości żużla, a więc lepszy rozdział kamienia (krople kamienia opadają w ciekłym żużlu),
Niskie ciśnienie tlenu zapobiega utlenianiu miedzi i jej stratom w żużlu.
Stapianie koncentratu w piecu szybowym
Piec ma kształt prostokątny (14 x 1.4 m).
Dolna część pieca - kesony - komory z blachy stalowej chłodzone wodą. Na kesonach tworzy się izolująca warstwa zakrzepłego żużla. Liczba dysz 22 - 50. Trzon pieca wyłożony kształtkami chromitowo - magnezjowymi.
W sklepieniu pieca 2 - 6 otworów zasypowych, zakończonych podwójnymi dzwonami.
Wsad do pieca szybowego
Brykiety z koncentratu(800 kg w jednym naboju)
Żużel konwertorowy (100 - 300 kg)
Żużle różnych rodzajów w zależności od dostępności (żużle te zawierają miedź)
Koks (80 - 100 kg)
Produkty pieca szybowego
Kamień miedziowy
żużel odpadowy
g azy gardzielowe
Procesy zachodzące w piecu szybowym
spalanie koksu w obszarze dysz,
utlenianie części siarczków żelaza powyżej strefy dysz przez tlen w dmuchu,
stapianie żużla i siarczków oraz tworzenie się kamienia miedziowego.
Rozdział kamienia od żużla następuje w odstojniku.
NIKIEL - Ni
Rudy niklu
tlenkowe: najczęściej uwodnione krzemiany niklu i innych metali (Fe, Mg, Ca, Al). Ogólna nazwa - rudy laterytowe. Stanowią 2/3 światowych zasobów niklu.
siarczkowe: głównym minerałem jest pentlandyt (Ni,Fe)9S8. Znacznie rzadszy jest milleryt NiS.
Przeróbka siarczkowej rudy niklu:
Kruszenie i mielenie,
Selektywna flotacja i separacja magnetyczna - rozdzielenie koncentratów niklu, miedzi i kobaltu.
Prażenie koncentratu niklowego (piec wielotrzonowy, prażenie fluidyzacyjne lub zawiesinowe). Celem jest usunięcia siarki związanej z żelazem i utlenienie żelaza, a także utlenienie zanieczyszczeń siarczkowych.
Topienie w piecu płomiennym lub zawiesinowym z kwaśnym żużlem (SiO2).
Konwertorowanie kamienia w poziomym konwertorze z udziałem kwaśnego żużla celem utlenienia siarki i żelaza.
Powolne chłodzenie ciekłego kamienia (w przedziale temperatur 9270C - 3700C)
Separacja magnetyczna fazy metalicznej Cu-Ni.
Kruszenie i mielenie oraz rozdział dwóch faz siarczkowych przez flotację.
Siarczek niklowy (zawierający nieco siarczku żelaza) może być przerobiony przez:
Prażenie utleniające w warstwie fluidyzacyjnej, ługowanie i elektrolityczne wydzielanie niklu.
Odlewanie anod i bezpośrednią elektrolizę w układzie z diafragmą rozdzielającą dwa elektrolity.
Utlenianie, redukcje i rafinację w procesie karbonylkowym.
Technologia Ausmelt topienia kamienia miedziowo - niklowego
Topienie składników siarczkowych, tlenkowych i metalicznych z udziałem tlenu i tlenku żelaza w kąpieli w pionowym agregacie.
W żużlu jest zanurzona pionowa lanca, przez którą wprowadzany jest gaz (powietrze + tlen) i paliwo.
Spalanie paliwa następuje na końcu lancy i dostarcza ciepło dla procesu. Żużel jest doskonale mieszany gazami procesowymi.
W warstwie żużla ma miejsce topienie i pierwotne utlenianie surowców. Intensywne mieszanie wpływa na dużą szybkość reakcji.
Zewnętrzna rura lancy posiada specjalne wewnętrzne skrzydełka dla spowodowania ruchu wirowego gazu.
Turbulentny przepływ gazu w zewnętrznej rurze lancy chłodzi ją na tyle, że tworzy się na niej ochronna warstwa skrzepłego żużla.
Lanca jest bardzo trwała, nie zużywa się z wyjątkiem końcówki, która jest wymieniana.
Koncentrat wraz z reduktorem węglowym ładowany jest przez rury w pokrywie pieca. Rozdrobniony materiał może być bezpośrednio wdmuchiwany do ciekłego żużla, aby uniknąć porywania przez gazy odlotowe.
Piec może pracować w dużym przedziale warunków, od silnie utleniających do silnie redukcyjnych.
Korpus pieca jest cylindryczny. Szczelny układ pracuje w zasadzie przy niewielkim podciśnieniu. Wewnątrz wyłożony materiałem ogniotrwałym, z zewnątrz chłodzony wodą.
Produktem pieca jest spieniona mieszanina kamienia i żużla, która ulega rozdziałowi w piecu odstojowym. Spust jest ciągły w układzie przelewowym.
Żużel odpadowy zawiera poniżej 0.25 % Ni.
Ilość siarki w kamieniu zależy od zawartości metali szlachetnych. Dla ich odzysku lepszy jest kamień o wyższej zawartości siarki.
Piec Ausmelt może także służyć do konwertorowania kamienia niklowego (po procesie rozdziału od miedziowego, jeżeli to konieczne), przy czym produktem jest kamień zawierający 70% Ni. Jest on następnie poddany elektrolizie.
Zalety procesu Ausmelt
Duża wydajność procesu z jednostki objętości agregatu - piec Ausmelt jest stosunkowo małych rozmiarów.
Bardzo duża uniwersalność - obecnie pracuje na świecie ok. 40 instalacji, także do produkcji miedzi, cynku, ołowiu, cyny, a także przerobu odpadów metalicznych.
Stosunkowo niski koszt instalacji i niskie zużycie energii.
Szczelność - niska emisja gazów i pyłów.
W przypadku niklu można prowadzić 3 typy procesu:
Przeróbka siarczkowych rud niklu,
Przeróbka rud polimetalicznych,
Przeróbka odpadów Cu-Ni.
Metoda ługowania amoniakalnego rud siarczkowych
Koncentraty siarczkowe (ew. także zmielony kamień) mieszane są z roztworem amoniaku i przedmuchiwane sprężonym powietrzem w temperaturze powyżej 80 0C.
Miedź, kobalt i nikiel obecne w koncentracie tworzą rozpuszczalne kompleksy amonowe (roztwór zawierający kompleksy Cu, Co i Ni jest oddzielany)
Następnie wydzielana jest z roztworu miedź w postaci siarczku, przy użyciu siarkowodoru i zakwaszeniu roztworu (stosuje się czasem wysoka temperaturę - 1100C do wstępnego usunięcia miedzi) .
Metaliczny nikiel w postaci proszku jest wytrącany z roztworu wodorem pod ciśnieniem 3.45 MPa i w temp. 200 0C.
Roztwór pozbawiony niklu traktowany jest siarkowodorem, przez co kobalt wytrąca się w postaci siarczku.
Ługowanie tlenkowych rud niklu (PAL - pressure acid leach)
przy użyciu kwasu siarkowego
autoklawy (reaktory ciśnieniowe)
wsad: zawiesina rudy i kwas siarkowy
temperatura ługowania 280 0C, ciśnienie 5.4 MPa
Dalsza przeróbka roztworu siarczanu niklu:
Wydzielanie metali w postaci siarczków (proces Sherritt), powtórne rozpuszczanie ciśnieniowe przy użyciu tlenu, ekstrakcja i redukcja wodorem.
Bezpośrednia ekstrakcja a następnie elektrolityczne wydzielanie.
Wydzielenie kobaltu i niklu w postaci wodorotlenku (przez zobojętnienie roztworu), powtórne rozpuszczanie w amoniaku a następnie ekstrakcja i elektroliza.
Proces ługowania amoniakiem jest droższy niż przeróbka ogniowa siarczków, lecz odzyskuje się kobalt.
Wykorzystanie koncentratów niklowych do produkcji stali
Nikiel w zwykłym procesie dodawany jest do stali w postaci:
- rozdrobnionej (granulki, brykiety)
- złomu
- żelazo-niklu.
Ze względu na wysoką cenę niklu wprowadza się do procesu stalowniczego rudę niklu jako uzupełniający surowiec.
CYNK - Zn
Rudy
rudy węglanowe, obecnie już znacznie wyeksploatowane.
rudy siarczkowe: głównie blenda cynkowa ZnS z dodatkami siarczków Cu, As, Sb, Co, Ag oraz metale szlachetne
Produkcja cynku z surowców pierwotnych:
metody pirometalurgiczne
metody hydrometalurgiczne
Produkcja w Polsce wynosiła 159 tys ton (w roku 2003), obecnie jest nieco niższa z dwóch powodów:
Wyczerpywania się złóż,
Perturbacji o charakterze organizacyjnym, złego zarządzania, zaniechania prywatyzacji (to samo dotyczy przemysłu miedziowego w Polsce, ale wysoka cena miedzi łagodzi problem.)
Dwa zakłady produkujące cynk:
Miasteczko Śląskie (k. Tarnowskich Gór) - produkcja metodą ogniową cynku i ołowiu,
Bolesław k. Olkusza - przeróbka na drodze hydrometalurgicznej. Obecnie przerabia głównie odpady na tlenek cynku..
Redukcja ogniowa koncentratów cynku
Wstępnym etapem jest prażenie rud siarczkowych w obecności powietrza (ew. wzbogaconego w tlen) dla przeprowadzenia większości siarczku cynku w tlenek ZnO.
Powstający dwutlenek siarki jest utleniany do trójtlenku, który jest następnie pochłaniany w stężonym kwasie siarkowym.
Kwas siarkowy jest głównym produktem ubocznym przy produkcji cynku
Najprostsza metoda redukcji prażonki - piec muflowy - poziome retorty.
Piec pionowy (szybowy) - proces ciągły. Ogrzewanie pośrednie, w przeciwnym razie zredukowany cynk uległby utlenieniu.
Zredukowany cynk odbierany jest w postaci pary w górze pieca i skraplany w ciekłym cynku.
Rafinacji podlega cynk otrzymany metodą ogniową
Wymagana czystość cynku:
- Na stopy odlewane ciśnieniowo co najmniej 99.99 %
- Do pokrywania stali co najmniej 99 %, często wymagane 99.9%
Destylacja metodą New Jersey
prowadzona jest w kolumnach wykonanych z SiC (dobre przewodnictwo cieplne przy ogrzewaniu posrednim) wiązanego materiałem ceramicznym.
Stopiony cynk surowy jest przelewany do kolumny ołowiowej w 2/3 jej wysokości. Dolna część kolumny jest ogrzewana do
1100 0C. Do kondensatora przechodzi jedynie cynk i kadm.
Cynk wrze w 9060C, a kadm w 7620C.
Kolumna kadmowa ogrzewana jest do ok. 9500C.
Kadm odbierany jest jako pył mocno zanieczyszczony cynkiem.
Czystość cynku rafinowanego wynosi 99.996%, przy zawartości Pb, Cd i Fe poniżej 0.001 % (dla każdego zanieczyszczenia).
Zanieczyszczony cynk podlega likwacji. Otrzymuje się cynk (zawracany do destylacji) i bardzo zanieczyszczony ołów.
Wydatek energii wynosi ok. 7 GJ (280 kWh) na 1 Mg cynku.
Przygotowanie wsadu do przerobu hydrometalurgicznego
Koncentraty siarczkowe (blendowe) są prażone w piecach prażalniczych w złożu fluidalnym, dając tlenek cynku i dwutlenek siarki.
Prażenie (kalcynacja) jest procesem egzotermicznym i nie wymaga dodatkowego paliwa. Wytwarzane ciepło jest odzyskiwane.
Ługowanie produktu kalcynowanego - szereg kolejnych stopni z narastającym stężeniem gorącego kwasu siarkowego.
Dwa etapy ługowania, tzw. obojętne i kwaśne.
Żelazo: tlenek żelazowy Fe2O3 rozpuszcza się częściowo podczas ługowania kwaśnego. Związki żelaza dwuwartościowego łatwo przechodzą do roztworu.
Glin: tlenek Al2O3 rozpuszcza się częściowo w ługowaniu kwaśnym, powstaje Al2(SO4)3 .
Miedź: podczas ługowania kwaśnego ok. połowy miedzi przechodzi do roztworu.
Arsen i antymon: rozpuszczają się podczas ługowania kwaśnego. Ich obecność w elektrolicie niekorzystnie wpływa na przebieg elektrolizy.
Ołów tworzy nierozpuszczalny siarczan, który przechodzi do osadu.
Złoto i srebro: złoto nie rozpuszcza się i pozostaje w osadzie, podobnie jak siarczek srebra AgS. Natomiast srebro w postaci Ag2SO4 rozpuszcza się.
Magnez, sód i potas przechodzą do roztworu w postaci siarczanów.
Wapń, bar, a także kobalt i nikiel tworzą nierozpuszczalne siarczany.
Oczyszczanie roztworu: wymagania co do czystości są bardzo wysokie w przypadku elektrolizy cynku.
Usuwanie głównych domieszek:
Żelazo usuwa się po zobojętnieniu roztworu na zasadzie hydrolizy:
Świeżo powstały Fe(OH)3 adsorbuje na swojej powierzchni arsen i antymon. Z powodu dużych strat cynku ten etap został znacznie ulepszony
Aluminium hydrolizuje w postaci wodorotlenku podczas ługowania obojętnego.
Nikiel: siarczan NiSO4 należy utlenić do Ni(SO4)3 przy pomocy nadmanganianu potasowego KMnO4 lub PbO2 w podwyższonej temperaturze.
Miedź i kadm wytrąca się pyłem cynkowym.
OŁÓW - Pb
Rudy i koncentraty:
Główne minerały w rudach ołowiu to siarczki.
Minerały tlenkowe:
Rudy ołowiu są z zasady polimetaliczne, w największych ilościach występują cynk i miedź. Obecnie złoża rud tlenkowych są wyeksploatowane, używa się głównie rudy siarczkowe.
Typowy proces technologiczny przerobu rud siarczkowych:
Wstępne wzbogacanie - przeważnie flotacja
Prażenie utleniające połączone ze spiekaniem,
Redukcja w piecu szybowym. Otrzymuje się:
Kamień - do przerobu na miedź,
Żużel,
Ołów surowy - do rafinacji,
Pyły i gazy.
Prażenie utleniające (zawartość ołowiu we wsadzie po zmieszaniu ze spiekiem zwrotnym, pyłami i materiałami ołowionośnymi wynosi
20-55 %)
Wsad zawiera:
siarczek ołowiu PbS z koncentratu,
krzemian ołowiu xPbO·ySiO2 ze spieku zwrotnego,
siarczan ołowiu PbSO4 w materiale zwrotnym,
tlenek ołowiu PbO.
Temperatura procesu nie powinna być niższa niż 11000C,
SO2 powinno być szybko usuwane ze strefy reakcji,
Ilość tlenu w strefie reakcji powinna być dostateczna, w przeciwnym razie pojawi się metaliczny ołów.
Wprowadzanie odpadów zawierających siarczany przy niskiej temperaturze prowadzi do niepełnego przerobu na PbO.
Celem prażenia jest odsiarczenie
Przebieg procesu w piecu szybowym:
Wsad ładowany od góry przechodzi przez 4 strefy:
Nagrzewania (do 200 0C),
Redukcji (do 900 0C),
Topienia (do 1150 0C),
Spalania (strefa dysz).
W garze pieca zbiera się ołów surowy.
Znajdujące się we wsadzie: SiO2, CaO, Al2O3, FeO, MgO tworzą żużel.
Metale szlachetne gromadzą się w ołowiu (bullion - materiał zawierający metale szlachetne).
Przy znacznych ilościach As i Sb oraz Fe, Co, Ni tworzy się osobna faza ciekła („szpejza”).
Rafinacja ołowiu surowego:
Odmiedziowanie,
Usuwanie Sn, As, Sb,
Odsrebrzanie, przy którym ołów zanieczyszcza się cynkiem,
Usuwanie Zn,
Usuwanie Bi,
Usuwanie Ca, Mg i Sb.
Elektrolityczna rafinacja ołowiu surowego (słaba rozpuszczalność siarczanu ołowiu wyklucza jego zastosowanie do rafinacji ołowiu). Możliwe do zastosowania są sole kwasów:
Fluorokrzemowego H2SiF6,
Fluoroborowego HBF4
Amidosiarkowego H2NSO3H
CYNA - Sn
Jedyny minerał cyny o praktycznym znaczeniu to kasyteryt SnO2 - zawiera do 79 % Sn
Wzbogacanie rud:
Kasyteryt stwarza poważne trudności przy wzbogacaniu, jest niemagnetyczny i trudno się flotuje. Poza tym wymagane jest duże rozdrobnienie ze względu na wielkość ziaren minerału.
Wzbogacanie jest kombinacją rozdrabniania, flotacji i magnetycznej separacji paramagnetycznych minerałów
Redukcja tlenku cyny SnO2
Należy uwzględnić obecność w koncentracie tlenków innych metali, przede wszystkim żelaza. Pierwiastki te można podzielić na 3 grupy:
Pierwiastki o mniejszym powinowactwie do tlenu niż cyna (Cu, Pb, Sb) - ich tlenki są redukowane w temperaturach niższych niż cyna,
Pierwiastki o znacznie większym powinowactwie do tlenu - ich tlenki nie są redukowane, lecz tworzą żużel.
Żelazo zachowuje się podobnie jak cyna. W procesie musi być ono związane w żużlu.
W warunkach procesu nie można uniknąć równoczesnej redukcji tlenków cyny i żelaza. Ciekła cyna rozpuszcza w sobie znaczne ilości żelaza. Podczas krzepnięcia powstają związki międzymetaliczne, które są trudne do rozdzielenia.
Pewnym rozwiązaniem jest redukcja dwuetapowa.
W pierwszym etapie, w warunkach słabo redukcyjnych powstaje cyna i żużel bogaty w cynę.
Ten żużel przerabiany jest w drugim etapie, w warunkach silnie redukcyjnych. Powstaje żużel pozbawiony cyny, który jest odpadem, oraz związki cyny z żelazem.
Są one zawracane do pierwszego etapu.
Pirometalurgiczne wzbogacanie ubogich koncentratów cyny
Zawartość cyny w ubogich koncentratach przekracza 8%.
Cyna jest odparowana jako siarczek, a następnie utleniona w fazie gazowej powietrzem atmosferycznym do SnO2.
W ten sposób można odzyskać z koncentratu 90 - 95 % cyny i otrzymać produkt zawierający 40-60 % Sn.
Do wytworzenia siarczku cyny używany jest piryt FeS. Można także użyć siarczanu wapnia, który co prawda wymaga znacznej energii na dysocjację, lecz dostarcza składnik tworzący żużel - CaO.
Konieczne jest utrzymanie warunków redukcyjnych w piecu.
Rafinacja cyny surowej
Usuwanie żelaza oparte jest na malejącej z temperaturą rozpuszczalności żelaza w cynie. Rozpuszczalność ta w temperaturze 250 0C wynosi 0.0058 %. W warunkach przemysłowych osiąga się nawet niższe wartości, co wynika z oddziaływania innych składników roztworu (Cu, As, Sb).
Usuwanie miedzi: Po usunięciu żelaza zawartość cyny wynosi do 0.01 %. Działanie siarką elementarną w temperaturze 250 -
300 0C obniża zawartość miedzi do 0.001 %.
Usuwanie arsenu: Po usunięciu żelaza stężenie arsenu jest rzędu 0.1 %. Wprowadzony glin (najczęściej w postaci zaprawy
Sn-Al) tworzy związki międzymetaliczne z As, Cu, Ni i pozostałościami żelaza. Temperatura wprowadzania glinu nieco poniżej jego temperatury topnienia - cynę należy podgrzać.
Usuwanie ołowiu przez działanie chlorem, chlorkiem cyny lub dwuchlorkiem cyny. SnCl2 + Pb = PbCl2 + Sn. Operację przeprowadza się tuż powyżej temperatury topnienia cyny (w wyższych równowaga przesuwa się w lewo).
Usuwanie bizmutu przeprowadza się przy użyciu wapnia lub magnezu.
Najlepsze wyniki daje mieszanina w stosunku Ca/Mg = 2:1. Tworzy się wtedy potrójny związek międzymetaliczny z bizmutem. Zazwyczaj stosowany jest magnez w postaci złomu.
Elektrorafinacja cyny
Teoretyczne przesłanki wskazują, że elektrorafinacja powinna być opłacalna z powodu:
Położenia cyny w szeregu napięciowym (Au, Ag, Cu, Bi, As, Sb nie przejdą do roztworu podczas elektrorafinacji),
Dużej wartości równoważnika elektrochemicznego.
W praktyce poważne trudności:
Cyna wydziela się w postaci gąbczastej lub iglastej,
W elektrolitach kwaśnych anoda pokrywa się osadem z nierozpuszczalnych związków, np. ołowiu,
W elektrolitach zasadowych można otrzymać gładki osad tylko przy bardzo niskich gęstościach prądu i w temp. pow. 90 0C.
Nie istnieje przemysłowa metoda elektrorafinacji cyny, także przy użyciu stopionych soli.
ALUMINIUM - Al
Podstawowym surowcem są boksyty (skała składającą się z: hydrargilitu Al(OH)3 i diasporu (bemitu) AlOOH )
a) Metoda Bayera:
Najbardziej rozpowszechniona metoda dla boksytów dobrej jakości. Uwodniony tlenek glinu rozpuszcza się selektywnie w stężonym roztworze NaOH.
Al2O3·xH2O + 2 NaOH = 2 NaAlO2 + (x+1) H2O
Krzemionka zawarta w boksycie reaguje z wodorotlenkiem tworząc krzemian sodowy, który przechodzi do roztworu. W wyniku reakcji z rozpuszczonym glinianem sodowym powstaje nierozpuszczalny uwodniony glinokrzemian sodowo- glinowy Na2O·Al2O3·2SiO2·2H2O.
Ługowanie prowadzi się w serii autoklawów podgrzewanych bezpośrednio parą o ciśnieniu do 3 MPa oraz w temperaturze 220 - 230 0C.
Po oddzieleniu części nierozpuszczalnych roztwór jest chłodzony, co powoduje jego rozpad na NaOH oraz Al(OH)3 .
Dla zwiększenia szybkości rozpadu dodaje się kryształy Al(OH)3 .
Do wiązania tlenku tytanu używa się CaO - zamiast tytanianu sodu powstaje słabiej rozpuszczalny tytanian wapnia.
Odfiltrowany i przemyty gorącą wodą osad suszy się, a następnie wypala w piecu obrotowym przy temperaturze 1200 0C.
b) Metoda spiekania:
Nadaje się do boksytów zawierających pow. 5 % SiO2.
Podstawowe surowce: boksyt, sodę i CaO miele się w młynie, dodając roztwór zwrotny zawierający NaOH
Główne 4 strefy pieca:
Górna - strefa suszenia . Temperatura w górnej części 100 0C a w dolnej 330 0C,
Strefa kalcynacji - usuwania wody chemicznie związanej z Al2O3 i Fe2O3 oraz początek reakcji tych tlenków ze sodą. Temperatura w dolnej części strefy 1030 0C,
Strefa spiekania - zakończenie reakcji chemicznych, temperatura do 1230 0C,
Strefa chłodzenia do temperatury 1030 0C.
Gorący spiek o ziarnistości do 300 mm wypada w dolnej części pieca. Po ochłodzeniu w bębnach jest mielony i ługowany gorącą wodą w przeciwprądzie.
Na2SiO3 rozpuszcza się w roztworze glinianu sodowego i wydziela się SiO2, który musi być usunięty.
Odkrzemowanie:
Moduł krzemowy roztworu po wyługowaniu spieku wynosi 20 - 30. Dobrej jakości Al2O3 do produkcji aluminium musi posiadać M > 500 .
Odkrzemowanie przeprowadza się w baterii autoklawów (np. 18 sztuk), gdzie roztwór poddaje się działaniu pary wodnej pod ciśnieniem 1.0 - 1.5 MPa.
Krzemionka wydziela się w postaci zawiesiny.
Biały szlam jest zawracany do spiekania, a czerwony idzie na hałdę. Nie opracowano dobrej technologii jego przerobu.
Rozkład roztworu glinianowego:
Przez 2 - stopniową karbonizację.
Przez karbonizację i dalszy samorzutny rozkład (jak w metodzie Bayera).
Elektroliza tlenku glinowego
Elektrolizie podlega tlenek glinowy rozpuszczony w stopionych solach, których głównym składnikiem jest kriolit Na3AlF6. Stanowi on z reguły 75 % masy elektrolitu.
Elektrolit musi spełniać dwa podstawowe warunki:
Rozpuszcza w sobie Al2O3,
Nie zawiera składników, które wydzielają się wraz z aluminium.
Konstrukcja elektrolizerów:
Część katodowa stanowi wannę w kształcie prostopadłościanu. Dla średniej wielkości elektrolizerów długość 10 m, szerokość 5 m, głębokość 1.5 m. Zbudowana z blach stalowych, wyłożona wewnątrz materiałem izolacyjnym i ogniotrwałym. Katodę stanowi wewnętrzna warstwa wyłożenia, zbudowana z bloków węglowych i uszczelniona materiałem węglowym. Stosuje się też katody tzw. monolityczne, całe wykonane z masy węglowej. W otworach w dolnej części katody umieszczone są sworznie katodowe, łączące katodę z tzw. szyną katodową. W pracującym elektrolizerze na katodzie znajduje się warstwa 200 - 280 mm ciekłego aluminium, która jest właściwą katodą
Część anodowa: Stosuje się dwa typy anod:
samospiekające (Soederberga)
wstępnie spieczone.
Materiał jest identyczny. Różnica polega na tym, że przy anodach Soederberga energię do procesu spiekania stanowi ciepło wyprodukowane w elektrolizerze. Anody produkowane są z koksu naftowego, koksu pakowego i smoły (produkty suchej destylacji węgla oraz ropy naftowej).
MAGNEZ - Mg
Magnez jest ósmym co do ilości pierwiastkiem w skorupie ziemskiej (2.1 %).
Minerały:
Dolomit - CaCO3·MgCO3
Magnezyt - MgCO3
Brucyt - Mg(OH)2
Karnalit - MgCl2·KCl·xH2O
Kiseryt - MgSO4·H2O
Bischofit - KCl·MgSO4·3H2O
Krzemiany: oliwin MgFe(SiO4)2 i forsteryt Mg2SiO4 nie są na razie używane do produkcji magnezu.
Woda morska i niektóre wody podziemne.
Na skalę przemysłowa magnez jest produkowany przez:
Elektrolizę stopionego chlorku magnezu,
Metalotermiczną redukcję krzemem.
Przygotowanie materiału do elektrolizy
A. Chlorowanie tlenku magnezu i magnezytu MgCO3.
Proces Norsk Hydro
Tlenek magnezu uzyskany przez odparowanie wody morskiej i wyprażenie pozostałości jest mieszany z węglem i solanką MgCl2 na talerzu obrotowym.
Grudki chlorowane są w pionowym piecu ogrzewanym oporowo przy użyciu kawałkowatego węgla. Na tej warstwie oporowej znajdują się grudki, które reagują z chlorem w temperaturze 1000 - 1200 0C
Stopiony chlorek magnezu zbiera się w dolnej części pieca, skąd jest przewożony w zamkniętych pojemnikach do elektrolizy.
Proces MagCan
Naturalny gruboziarnisty (> 6 mm) magnezyt z Kolumbii Brytyjskiej ładowany jest do reaktora (podobny do poprzedniego) Chlor z elektrolizy zmieszany ze świeżym chlorem i tlenkiem węgla (z generatora gazowego) jest wprowadzany do reaktora od dołu.
Ciekły chlorek magnezu o temp. 800 0C jest spuszczany z reaktora i przelewany do zbiorników, gdzie dodawane są granulowane chlorki sodu i potasu.
Proces wymaga czystego magnezytu
B. Przerób wodnych roztworów chlorku magnezu
Proces Norsk Hydro
Surowcem jest a) solanka otrzymana jako odpad przy produkcji potasu w Niemczech o średnim składzie:
33 % MgCl2, 1.08 % MgSO4 , 0.5 % NaCl i 0.2 % KCl;
b) solanka otrzymana przez rozpuszczanie magnezytu w kwasie solnym.
Solanka jest traktowana siarczkiem sodu, chlorkiem wapnia i chlorkiem baru, aby usunąć siarczany i metale ciężkie przez strącanie i filtrację.
Ostatni etap odwadniania w warstwie fluidyzacyjnej przy pomocy gorącego powietrza w temp. 180 0C, a następnie gazowego chlorowodoru w 300 - 400 0C.
Proces National Lead Industries
Magnez jest wytwarzany z wody słonego jeziora (Great Salt Lake) w stanie Utah (USA).
Odparowywana jest (częściowo) działaniem słońca w odkrytych zbiornikach
Wysuszony proszek zawiera jeszcze 4% wody i 4% MgO.
Podlega on topieniu w reaktorze ogrzewanym elektrycznie z dodatkiem węgla i gazowego chloru - usuwanie wody, bromu (np. NaBr), siarczanów, glinu i metali ciężkich.
W drugim reaktorze następuje dalsza rafinacja przy pomocy węgla i chloru w temp. 830 °C do zawartości MgO 0.05 %.
Chlorek magnezu (95 % MgCl2, < 0.1 % MgO, < 0.01 % SO42-, reszta - chlorki sodu i potasu) poddawany jest elektrolizie.
Elektroliza
Stopiony chlorek magnezu rozpuszczony w chlorkach metali I i II grupy podlega elektrolizie.
Katody są stalowe, a anody grafitowe.
BaCl2 jest dodawane dla zwiększenia gęstości elektrolitu, który tworzy dolną warstwę.
LiCl podnosi przewodnictwo elektrolitu oraz obniża gęstość.
Elektrolizer IG Farben
jest wyłożony cegłą ogniotrwałą
podzielony na 4 - 6 części przy pomocy częściowo zanurzonych przegród
3 - 5 grafitowych anod jest chłodzonych wodą lub powietrzem.
katody są stalowe
chlor zbiera się w przestrzeniach anodowych, a magnez w katodowych.
Elektrolizer Norsk Hydro
składa się z dwóch komór: w jednej odbywa się elektroliza, a w drugiej zbiera się magnez.
anody i katody są w postaci płyt, anody wprowadzone są przez górną pokrywę, a katody przez boczną ścianę.
elektrolit cyrkuluje w płaszczyźnie równoległej do powierzchni elektrod.
magnez z komory jest odsysany próżniowo.
Elektrolizer Dow
Wsadem jest częściowo uwodniony chlorek magnezu (MgCl2·1.5H2O). Grafitowe cylindryczne anody są obniżane w miarę zużycia.
Stożkowe katody stalowe są przyspawane do stalowej misy elektrolizera.
Woda zawarta we wsadzie częściowo odparowuje, a częściowo reaguje z chlorem tworząc HCl lub z grafitem, tworząc CO lub CO2.
Redukcja metalotermiczna
W warunkach przemysłowych przy pomocy żelazokrzemu.
Surowcem jest prażony dolomit MgO·CaO, czasem wzbogacony prażonym magnezytem MgO.
2 CaO(s) + 2 MgO(s) + Si(s) = 2 Mg(g) + CaSiO4
Reakcja jest silnie endotermiczna.
Temperatura wrzenia magnezu pod ciśnieniem 1 atm wynosi 1800 0C.
Procesy przemysłowe przebiegają w niższych temperaturach 1200 - 1500 0C (by nie zużywać wyłożenia), za to pod próżnią.
Wszystkie procesy redukcji są prowadzone metodą porcjową.
TYTAN - Ti
Produkcja czterochlorku tytanu
Metaliczny tytan jest produkowany prawie wyłącznie z TiCl4.
Chlorek produkowany jest z tlenku tytanu
Chlorowanie tlenku jest prowadzone prawie wyłącznie w złożu fluidyzacyjnym (głównie ze względu na szybkość reakcji oraz mniejsza wrażliwość na zanieczyszczenia rutylu lub węgla).
Po zainicjowaniu reakcji w temperaturze ok. 600 oC ciepło nie musi już być dostarczane, a układ samorzutnie osiąga temperaturę ok. 1000 oC.
Ilmenit jest obecnie rzadziej używany, ponieważ tworzy się przy tym chlorek żelaza (III), który ma niewielkie zastosowanie.
Oddzielanie i oczyszczanie czterochlorku tytanu
Przy chlorowaniu rutylu (TiO2) powstają gazowe produkty, głównie TiCl4 i CO, z niewielką ilością CO2, fosgenu COCl2 oraz chlorków innych metali.
Po ochłodzeniu i filtracji otrzymuje się ciecz zawierającą:
94 % TiCl4, 4 % składników stałych (rutyl, węgiel, siarka, nierozpuszczalne chlorki metali) i 2 % rozpuszczalnych chlorków metali.
Oczyszczanie:
Składniki stałe - sedymentacja (opadanie)
Przy niewielkim dodatku wody glin wydziela się w postaci tlenochlorku
SiCl4 i SnCl4 usuwane przez destylację poniżej 136 0C,
Redukcja VOCl3 do VOCl2 (który się strąca) przy pomocy H2S i proszku miedzi w temp. 90 0C.
FeCl3 i AlCl3 są oddestylowane powyżej 136 0C.
Nienasycony kwas tłuszczowy C18H34O2 pozwala oddzielić tlenochlorki chromu i wanadu.
Produkcja tytanu gąbczastego
Nie istnieje przemysłowy proces bezpośredniej redukcji TiO2 do metalicznego tytanu o niskiej zawartości tlenu z powodu:
wielkiej stabilności termodynamicznej tlenku tytanu,
dużej rozpuszczalności tlenu w tytanie w wysokich temperaturach.
Proces Degussa - mieszanina sodu i potasu pozbawionych tlenu w temperaturze 700 - 800 0C.
Ciekły sód jest wlewany od góry, a gazowy TiCl4 wdmuchiwany od dołu wraz z gazem obojętnym.
Redukcja magnezem (proces Krolla)
TiCl4(g) + 2 Mg(l) = Ti(s) + 2 MgCl2(l)
Chlorek magnezu MgCl2 topi się w 711 0C.
Reaktor jest wykonany ze stali węglowej lub chromoniklowej, a jego wewnętrzne ściany wypolerowane lub pokryte tytanem.
Reaktor jest załadowany magnezem (bloki lub kawałki) i wypełniony argonem. Magnez topi się w 651 0C.
Gdy temperatura osiąga 700 0C, oczyszczony TiCl2 jest powoli wprowadzany:
od góry w stanie ciekłym,
lub wdmuchiwany jako para.
Temperatura procesu ustala się na poziomie 850 - 950 0C.
Gąbczasty tytan osadza się na ścianach reaktora powyżej poziomu ciekłego MgCl2, tworząc skorupę. Ciekły magnez przenika przez nią na skutek sił kapilarnych.
Ciekły MgCl2 jest spuszczany z reaktora.
Temperatura procesu nie może przekroczyć 1025 0C, aby tytan nie reagował ze stalą. Niższa temperatura oznacza wolniejszy proces, lecz wyższą czystość tytanu.
Po przereagowaniu całości magnezu i obniżeniu temperatury poniżej 200 0C, reaktor otwiera się w suchej komorze (MgCl2 i TiCl2 są higroskopijne).
Reaktory są przeważnie ogrzewane gazem. Proces redukcji trwa ok. 95 godz.
Surowy tytan gąbczasty jest oczyszczany przez destylację
Magnez jest odzyskiwany z chlorku magnezu przez elektrolizę.
Przetapianie tytanu gąbczastego
Tytan w stanie ciekłym reaguje z powietrzem i z wszystkimi materiałami, z których wykonane są tygle.
Zasadnicza metoda - topienie w łukowym piecu próżniowym z elektrodami z tytanu gąbczastego lub złomu. Elektrody tworzy się przez spawanie (np. plazmowe) mniejszych kawałków.
Tytan jest elektroda ujemną. Łuk tworzy się między nią a dnem tygla (miedzianego), chłodzonego wodą.
Przetapianie prowadzone jest nawet 3 razy.
1