Алюминий. Химическая технология

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное агентство по образованию

Томский государственный университет (ТГУ)

Химический факультет

Производство алюминия

Выполнил: Леоненко Р.О.

Студент 08912 группы

Проверил: к.х.н., доцент

Егорова Л.А.

Томск - 2012



Содержание

Введение

1. Сырьевая база

2. Физические свойства

3. Физико-химические основы и технологическое оформление производства

3.1 Получение глинозёма из алюминиевых руд

3.1.1 Метод Байера

3.1.2 Получение глинозёма из нефелинового сырья

3.2 Получение алюминия

3.2.1 Химические методы получения алюминия

3.2.2 Электролиз криолит-глиноземного расплава

3.3 Альтернативные способы получения алюминия

3.4 Электротермическое получение алюминиево-кремниевых сплавов

3.4.1 Субгалогенидный процесс

3.4.2 Тот-процесс

3.4.3 Электролиз хлоридных расплавов

3.5 Рафинирование и очистка

3.5.1 Рафинирование методом трехслойного электролиза

3.5.2 Получение алюминия особой чистоты

4. Охрана окружающей среды

4.1 Загрязнения при получении глинозёма

4.2 Технология утилизации алюминийфторуглеродсеросодержащих отходов алюминиевого производства

4.2 Получение вторичного алюминия

Список литературы



Введение

Алюминий является важнейшим металлом, объем его производства намного опережает выпуск всех остальных цветных металлов и уступает только производству стали. Высокие темпы прироста производства алюминия обусловлены его уникальными физико-химическими свойствами, благодаря которым он нашел широкое применение в электротехнике, авиа- и автостроении, транспорте, производстве бытовой техники, строительстве, упаковке пищевых продуктов и пр.

Немалые трудности в получении алюминия возникли вследствие следующих факторов:

- большое сродство алюминия к кислороду. Алюминий может быть восстановлен углеродом из оксида при температуре около 2000°С. Однако уже при 1200°С углерод взаимодействует с алюминием, давая карбид;

- высокий электрохимический потенциал алюминия (-1,67В). Из водных растворов получить алюминий невозможно, так как на катоде практически будет идти процесс выделения водорода (разложения воды);

- высокая температура плавления глинозема (2050°С), что исключает возможность проведения электролиза расплавленного глинозема.



1. Сырьевая база

Природный алюминий состоит практически полностью из единственного стабильного изотопа ²⁷Al со следами ²⁶Al, радиоактивного изотопа с периодом полураспада 720 тыс. лет, образующегося в атмосфере при бомбардировке ядер аргона протонами космических лучей.

По распространённости в земной коре Земли занимает 1-е среди металлов и 3-е место среди элементов, уступая только кислороду и кремнию. Процент содержания алюминия в земной коре по данным различных исследователей составляет от 7,45 до 8,14 % от массы земной коры.

В природе алюминий в связи с высокой химической активностью встречается почти исключительно в виде соединений. Некоторые из них:

Бокситы -- Al2O3 · H2O (с примесями SiO2, Fe2O3, CaCO3)

Нефелины -- KNa3[AlSiO4]4

Алуниты -- (Na,K)2SO4·Al2(SO4)3·4Al(OH)3

Глинозёмы (смеси каолинов с песком SiO2, известняком CaCO3, магнезитом MgCO3)

Корунд (сапфир, рубин, наждак) -- Al2O3

Полевые шпаты -- (K,Na)2O·Al2O3·6SiO2, Ca[Al2Si2O8]

Каолинит -- Al2O3·2SiO2 · 2H2O

Берилл (изумруд, аквамарин) -- 3ВеО · Al2О3 · 6SiO2

Хризоберилл (александрит) -- BeAl2O4.

Тем не менее, в некоторых специфических восстановительных условиях возможно образование самородного алюминия.

В природных водах алюминий содержится в виде малотоксичных химических соединений, например, фторида алюминия. Вид катиона или аниона зависит, в первую очередь, от кислотности водной среды. Концентрации алюминия в поверхностных водных объектах России колеблются от 0,001 до 10 мг/л, в морской воде 0,01 мг/л[5].



2. Физические свойства

Металл серебристо-белого цвета, лёгкий

Плотность -- 2,7 г/смі

Температура плавления у технического алюминия -- 658 °C, у алюминия высокой чистоты -- 660 °C

Удельная теплота плавления -- 390 кДж/кг

Температура кипения -- 2500 °C

Удельная теплота испарения -- 10,53 МДж/кг

Временное сопротивление литого алюминия -- 10-12 кг/ммІ, деформируемого -- 18-25 кг/ммІ, сплавов -- 38-42 кг/ммІ

Твёрдость по Бринеллю -- 24…32 кгс/ммІ

Высокая пластичность: у технического -- 35 %, у чистого -- 50 %, прокатывается в тонкий лист и даже фольгу

Модуль Юнга -- 70 ГПа

Алюминий обладает высокой электропроводностью (37·106 См/м) и теплопроводностью (203,5 Вт/(м·К)), 65 % от электропроводности меди, обладает высокой светоотражательной способностью.

Слабый парамагнетик.

Температурный коэффициент линейного расширения 24,58·10?6 К?1 (20…200 °C).

Температурный коэффициент электрического сопротивления 2,7·10?8K?1.



3. Физико-химические основы и технологическое оформление производства

Технологический процесс получения алюминия состоит из трех основных стадий:

1). Получение глинозема (Al₂O₃) из алюминиевых руд;

2). Получение алюминия из глинозема;

3). Рафинирование алюминия.

3.1 Получение глинозёма из алюминиевых руд

3.3.1 Метод Байера

Глинозем получают тремя способами: щелочным, кислотным и электролитическим. Наибольшее распространение имеет щелочной способ (метод К.И. Байера, разработанный в России в конце позапрошлого столетия и применяемый для переработки высокосортных бокситов с небольшим количеством (до 5-6%) кремнезема).

Сущность способа состоит в том, что алюминиевые растворы быстро разлагаются при введении в них гидроокиси алюминия, а оставшийся от разложения раствор после его выпаривания в условиях интенсивного перемешивания при 169-170^оС может вновь растворять глинозем, содержащийся в бокситах. Этот способ состоит из следующих основных операций:

1) Подготовки боксита, заключающийся в его дроблении и измельчении в мельницах; в мельницы подают боксит, едкую щелочь и небольшое количество извести, которое улучшает выделение Al₂O₃; полученную пульпу подают на выщелачивание;

2) Выщелачивания боксита (в последнее время применяемые до сих пор блоки автоклав круглой формы частично заменены трубчатыми автоклавами, в которых при температурах 230-250°С (500-520 К) происходит выщелачивание), заключающегося в химическом его разложении от взаимодействия с водным раствором щелочи; гидраты окиси алюминия при взаимодействии со щелочью переходят в раствор в виде алюмината натрия:

AlOOH+NaOH > NaAlO₂+H₂O

или

Al(OH)₃+NaOH > NaAlO₂+2H₂O;

содержащийся в боксите кремнезем взаимодействует со щелочью и переходит в раствор в виде силиката натрия:

SiO2+2NaOH > Na2SiO3+H2O;

в растворе алюминат натрия и силикат натрия образуют нерастворимый натриевый алюмосиликат; в нерастворимый остаток переходят окислы титана и железа, предающие остатку красный цвет; этот остаток называют красным шламом. По окончании растворения полученный алюминат натрия разбавляют водным раствором щелочи при одновременном понижении температуры на 100°С;

3) Отделения алюминатного раствора от красного шлама обычно осуществляемого путем промывки в специальных сгустителях; в результате этого красный шлам оседает, а алюминатный раствор сливают и затем фильтруют (осветляют). В ограниченных количествах шлам находит применение, например, как добавка к цементу. В зависимости от сорта бокситов на 1 т полученной окиси алюминия приходится 0,6-1,0 т красного шлама (сухого остатка);

4) Разложения алюминатного раствора. Его фильтруют и перекачивают в большие емкости с мешалками (декомпозеры). Из пересыщенного раствора при охлаждении на 60°С (330 К) и постоянном перемешивании извлекается гидроокись алюминия Al(OH)3. Так как этот процесс протекает медленно и неравномерно, а формирование и рост кристаллов гидроокиси алюминия имеют большое значение при ее дальнейшей обработке, в декомпозеры добавляют большое количество твердой гидроокиси -- затравки:

Na₂O*Al₂O₃+4H₂O > Al(OH)₃+2NaOH;

5) Выделения гидроокиси алюминия и ее классификации; это происходит в гидроциклонах и вакуум-фильтрах, где от алюминатного раствора выделяют осадок, содержащий 50-60% частиц Al(OH). Значительную часть гидроокиси возвращают в процесс декомпозиции как затравочный материал, которая и остается в обороте в неизменных количествах. Остаток после промывки водой идет на кальцинацию; фильтрат также возвращается в оборот (после концентрации в выпарных аппаратах -- для выщелачивания новых бокситов);

6) Обезвоживания гидроокиси алюминия (кальцинации); это завершающая операция производства глинозема; ее осуществляют в трубчатых вращающихся печах, а в последнее время также в печах с турбулентным движением материала при температуре 1150-1300^оС; сырая гидроокись алюминия, проходя через вращающуюся печь, высушивается и обезвоживается; при нагреве происходят последовательно следующие структурные превращения:

Al(OH)₃ > AlOOH > г-Al₂O₃ > б-Al₂O₃

В окончательно прокаленном глиноземе содержится 30-50% б-Al₂O₃ (корунд), остальное г-Al₂O₃.

Этим способом извлекается 85-87% от всего получаемого глинозема. Полученная окись алюминия представляет собой прочное химическое соединение с температурой плавления 2050^оС.

Для производства 1,4 млн. тонн глинозема в год потребуется около 4,4-4,8 млн. тонн боксита естественной влажности.

3.1.3 Получение глинозёма из нефелинового сырья

По сравнению с бокситом нефелиновые руды и концентраты характеризуются относительно небольшим содержанием оксида алюминия (до 30%) при высоком содержании кремнезема (более 40%). Однако при комплексной переработке нефелинового сырья рационально используются все его составляющие и наряду с глиноземом получаются сода, поташ и высококачественный цемент.

Это делает переработку нефелинового сырья экономически целесообразной, несмотря на сравнительно низкое содержание в нем глинозема.

Этот способ включает:

1) производство глинозема с получением в качестве побочных продуктов содопоташного раствора и нефелинового шлама;

2) производство соды и поташа из содопоташного раствора;

3) производство цемента из нефелинового шлама.

Способ спекания

Способ включает в себя следующие технологические операции:

1) приготовление шихты;

2) спекание шихты с получением спека;

3) измельчение и выщелачивание спека;

4) обескремнивание выщелоченной пульпы;

5) отделение алюминатного раствора от красного шлама и промывка красного шлама;

6) разложение алюминатного раствора;

7) отделение маточного раствора от гидроксида алюминия;

8) упаривание спекового раствора и выделение содо-сульфатной смеси;

9) прокалка гидроксида алюминия с получением глинозема;

10) узел выгрузки, хранения и ввода в процесс кальцинированной соды.

Конечным продуктом, как и в способе Байера, является глинозем.

Гидрохимический способ

По гидрохимическому способу (способ Пономарева -- Сажина) разложение нефелина достигается обработкой нефелиновой руды в автоклавах раствором едкой щелочи и присутствии извести.



При обработке нефелина щелочным раствором глинозем в раствор практически не переходит, так как образующиеся при выщелачивании щелочные алюминаты и силикаты взаимодействуют между собой, образуя щелочные гидроалюмосиликаты, которые остаются в осадке. Если же выщелачивание нести в присутствии извести, то глинозем переходит в раствор в виде алюминатов натрия и калия, а кремнезем остается в осадке в виде натриево-кальциевого гидросиликата Na2O*2CaO*2SiO2*H2O. Происходящий при выщелачивании процесс можно представить следующей суммарной реакцией:

(Na, К)2 О * Al2O3 * 2SiО2 + 2Са (ОН)2 + 2NaOH == 2 (Na, К) AlO2 +

Na2О * 2CaO * 2SiO2 * H2O + 2H2O .

Для достаточно полного перевода глинозема в раствор (85--90%) необходима высокая температура (270--280°С) и высокая концентрация Na2O в растворе (400--500 г/л). Известь дозируют из расчета 1--1,1 моля СаО на 1 моль SiO2.

Натриево-кальциевый гидросиликат устойчив только при высоких температурах (выше 270°С) и при концентрации Na2O в растворе 200--500 г/л. При снижении температуры Na2О*2CaO*2SiО2*H2O взаимодействует с алюминатным раствором с образованием гидроалюмосиликата натрия и гидроксида кальция, в связи с чем необходимо быстрое отделение автоклавного шлама от алюминатного раствора.

Алюминатный раствор содержит SiO2 5--7 г/л, поэтому его требуется обескремнивать. Из обескремненного раствора выделяют твердый алюминат натрия. Для этого алюминатный и маточный растворы после декомпозиции упаривают до концентрации Na2O 500--550 г/л, а затем охлаждают до 40--50°С. При охлаждении из раствора выделяется в твердую фазу около 80% Al2O3 в виде алюмината натрия.

Алюминат натрия отделяют от маточного раствора и после растворения направляют на декомпозицию. Маточный раствор, имеющий каустический модуль 30--34, является оборотным и возвращается на выщелачивание новых порций руды.

Для извлечения щелочи из автоклавного шлама его обрабатывают щелочным раствором, содержащим Nа2Ок ~ 60 г/л, при 90--95°С в течение 10--12 ч. В результате примерно 90% щелочи из шлама переходит в раствор Na2O.2CaO.2SiО2.H2О+2NaOH+2H2O=2(CaO.SiО2.H2O)+4NaOH. Остаток после щелочной обработки состоит в основном из моносиликата кальция и может быть использован для получения цемента. Для регенерации щелочи из автоклавного шлама могут быть использованы и другие способы.

Гидрохимический щелочной способ может быть применен к любому высококремнистому сырью.

Способ спекания с предварительным химическим обогащением

Метод разработан для переработки нефелиновых силенитов с повышенным содержанием кремнезема и малым содержанием щелочей. Химическое обогащение состоит в автоклавной обработке измельченной руды при высокой температуре оборотным щелочным раствором.

При этом часть кремнезема из руды переходит в раствор в виде щелочного силиката:

R₂О*Al₂O₃ (2+n)SiO₂+2nNаОН=R₂O*Al₂O₃ *2SiO₂*nH₂O +nNa₂SiO₃.

Примерный режим автоклавной обработки: температура 240°С, время выдержки 60 мин. Полученный в результате щелочной обработки осадок является концентратом, который далее перерабатывается способом спекания. Перед этим он может быть подвергнут обогащению в гидроциклонах для выделения более крупной фракции, обогащенной железом.

Раствор щелочных силикатов может быть использован для получения щелочных н силикатных продуктов: поташа, метасиликатов натрия и кальция, “ереванита” -- смеси аморфного кремнезема с содой, чистого кремнезема.

Схема с предварительным химическим обогащением может быть применена для переработки различных щелочных алюмосиликатных пород, а также золы углей.

Способ спекания с применением высокощелочной шихты

Предложен для переработки нефелиновых руд с повышенным содержанием оксида железа. Шихту для спекания составляют из расчета получения в спеке следующих молекулярных соотношении:

(Na, K)2 О : (Al2O3 + Fe2O3 + SiO2) == 1 и СаО : SiO2 = 1.

При спекании такой шихты Al2O3 и Fe2O3 переходят в щелочные алюминаты и ферриты, a SiО2--в щелочной кальциевый силикат (Na,К)2O*CaO*SiO2. По сравнению с шихтой, рассчитанной на образование 2CaO*SiО2, высокощелочная шихта имеет более широкий температурный интервал спекообразования. Кроме того, для ее переработки значительно ниже расход известняка. При выщелачивании спека водой алюминаты натрия и калия переходят в раствор, полностью разлагаются ферриты натрия и калия и частично -- щелочной кальциевый силикат:

(Na,К)2О*CaO*SiО2+2H2О > 2(Na,К)ОН+СаО*SiO2*H2O

Для более полного разложения щелочного кальциевого силиката шлам обрабатывают оборотным щелочным раствором концентрацией около 100 г/л в течение 4--6 ч при 95--100 °С.

3.2 Получение алюминия

3.2.1 Химические методы получения алюминия

Анри Сент-Клер Девиль. 1854 г.

Промышленное производство алюминия связано с именем француза Анри Сент-Клер Девиля. Ему хорошо были известны эксперименты Г. Эрстеда и другого ученого - Ф. Велера, которому в 1827 г. удалось выделить крупинки алюминия. Причиной неудачи Ф. Велера было то, что эти крупинки на воздухе немедленно покрывались тончайшей пленкой оксида алюминия.

Прежде всего, А.С.-К. Девиль в процессе получения металла заменяет калий более дешевым натрием и проводит лабораторные опыты в крупном масштабе. Полученный хлорид алюминия загружался в большую стальную трубу, в которой на равном расстоянии друг от друга были расставлены сосуды, наполненные металлическим натрием. При нагреве происходило взаимодействие хлорида алюминия с натрием в газовой фазе и частицы алюминия оседали на дно трубы.

AlCl3 + 3Na = Al + 3NaCl

Образованные в результате реакции зернышки тщательно собирали, плавили и получали слитки металла.

Новый способ производства алюминия оказался очень трудоемким. Кроме того, взаимодействие паров хлорида алюминия с натрием нередко протекает со взрывом. В лабораторных условиях это не представляло серьезной опасности, а в заводских условиях могло вызвать катастрофу. А.С.-К. Девиль заменил хлорид алюминия смесью АlС13 с NaCl. Теперь участники реакции находились в расплавленном состоянии. Взрывы прекратились, но, что самое главное, вместо небольших корольков металла, которые надо было собирать вручную, получали значительное количество жидкого алюминия.

Н.Н. Бекетов. 1888 г.

В 1865 г. русский физико-химик Н.Н. Бекетов показал возможность вытеснения алюминия магнием из расплавленного криолита. Эта реакция в 1888 г. была использована для производства алюминия на первом немецком заводе в Гмелингене. Производство алюминия этими так называемыми «химическими» способами осуществлялось с 1854 г. по 1890 г. В течение 35 лет с помощью этих способов, было получено в общей сложности около 20 т алюминия.

3.2.2 Электролиз криолит-глиноземного расплава

Получение криолита

Процесс получения синтетического криолита состоит из стадий термической обработки плавикового шпата серной кислотой в цилиндрических вращающихся печах при 350°С, улавливания печных газов водой, очистки растворов от кремнекислоты и выделения криолита.

Основные реакции процессов:

CaF2 + H2SO4 > 2HF + CaSO4

SiO2 + 6HF >H2SiF6 + 2H2O

HF и H2SiF6 -- газообразные продукты, улавливаемые водой. Для обескремнивания полученного раствора в него вначале вводят расчетное количество соды:

H2SiF6 + Na2CO3 > Na2SiF6 + CO2 + H2O

Труднорастворимый Na2SiF6 отделяют, а оставшийся раствор плавиковой кислоты нейтрализуют избытком соды и гидроксидом алюминия с получением криолита:

12HF + 3Na2CO3 + 2Al(OH)3 > 2(3NaF·AlF3) + 3CO2 + 9H2O

Таким же путем могут быть раздельно получены NaF и AlF3, если обескремненный раствор плавиковой кислоты нейтрализовать рассчитанным количеством Na2CO3 или Al(OH)3

Электроды и другие материалы

С помощью электродов электрический ток подводят к шихте или электролиту. Поэтому электрод должен отличаться хорошей электропроводимостью и химической стойкостью при повышенной температуре, а также высокой чистотой. В большинстве случаев, в частности и при получении алюминия, электрод может и сам участвовать в электрохимических и химических процессах.

Различают два типа угольных электродов: прессованные обожженные и самообжигающиеся.

Для их изготовления мелкие угольные зерна смешивают с углеродистым связующим (пеком). Полученную пластичную массу прессуют и подвергают длительному обжигу без доступа воздуха при 1300 -- 1400°С. Прессование электродов под высоким давлением ведут в формах нужных размеров. Прессованные необожженные электроды называют "зелеными" электродами. При обжиге происходит коксование связующего и отдельные зерна твердого углеродистого материала соединяются в общую массу.

Графитовые электроды получают путем дополнительной термической обработки обожженных угольных электродов при высокой температуре. Самообжигающиеся электроды коксуют непосредственно в самом электролизере за счет тепла, выделяющегося при прохождении тока через сырую углеродистую массу, набиваемую в металлический кожух электрода. При этом из массы удаляются летучие вещества.

Обожженные прессованные блоки применяют в качестве анодов, как при получении электролитического алюминия, так и в процессе его рафинирования.

Электролиз окиси алюминия

Электролитическое восстановление окиси алюминия, растворенной в расплаве на основе криолита, осуществляется при 950-970°С в электролизере. Электролизер состоит из футерованной углеродистыми блоками ванны, к подине которой подводится электрический ток. Выделившийся на подине, служащей катодом, жидкий алюминий тяжелее расплава соли электролита, поэтому собирается на угольном основании, откуда его периодически откачивают. Сверху в электролит погружены угольные аноды, которые сгорают в атмосфере выделяющегося из окиси алюминия кислорода, выделяя окись угле­рода (CO) или двуокись углерода (CO2).

На практике находят применение два типа анодов:

а) самообжигающиеся аноды Зедерберга, состоящие из брикетов, так называемых «хлебов» массы Зедерберга (малозольный уголь с 25-35% каменноугольного пека), набитых в алюминиевую оболочку; под действием высокой температуры анодная масса обжигается (спекается);

б) обожженные, или «непрерывные», аноды из больших угольных блоков (например, 1900Ч600Ч500 мм массой около 1,1 т).

Сила тока на электролизерах состав­ляет 150 000 А. Они включаются в сеть последовательно, т. е. получается система (серия) -- длинный ряд электролизеров.

Рабочее напряжение на ванне, составляющее 4-5 В, значительно выше напряжения, при котором происходит разложение окиси алюминия, поскольку в процессе работы неизбежны потери напряжения в различных частях системы.

Основным агрегатом является электролизер. Электролит представляет собой расплав криолита с небольшим избытком фторида алюминия, в котором растворен глинозем. Процесс ведут при переменных концентрациях глинозема приблизительно от 1 до 8% (масс.). Сверху в ванну опущен угольный анод, частично погруженный в электролит. Существуют два основных типа расходуемых анодов: самообжигающиеся и предварительно обожженные. Первые используют тепло электролиза для обжига анодной массы, состоящей из смеси кокса-наполнителя и связующего - пека. Обожженные аноды представляют собой предварительно обожженную смесь кокса и пекового связующего.

Расплавленный алюминий при температуре электролиза (950-960°С) тяжелее электролита и находится на подине электролизера. Криолитоглиноземные расплавы - очень агрессивны, противостоять которым могут углеродистые и некоторые новые материалы. Из них и выполняется внутренняя футеровка электролизера.

Для преобразования переменного тока в постоянный на современных заводах применяются полупроводниковые выпрямители с напряжением 850В и коэффициентом преобразования 98,5%, установленные в кремниевой преобразовательной подстанции (КПП). Один выпрямительный агрегат дает ток силой до 63 кА. Число таких агрегатов зависит от необходимой силы тока, так как все они включены параллельно.

Процесс, протекающий в электролизере, состоит в электролитическом разложении глинозема, растворенного в электролите. На жидком алюминиевом катоде выделяется алюминий, который периодически выливается с помощью вакуум-ковша и направляется в литейное отделение на разливку или миксер, где в зависимости от дальнейшего назначения металла готовятся сплавы с кремнием, магнием, марганцем, медью или проводится рафинирование. На аноде происходит окисление выделяющимся кислородом углерода. Отходящий анодный газ представляет собой смесь СО2 и СО.

Электролизеры обычно снабжены укрытиями, отводящими отходящие газы, и системой очистки. Это снижает выделение вредных веществ в атмосферу. Технологический процесс требует, чтобы укрытие было герметично для обеспечения отсоса газа в коллектор с помощью вентиляторов. В удаляемых газах от электролизеров преобладают диоксид углерода (большая часть оксида углерода дожигается либо над электролитом, либо в специальных горелках после газосборного колокола), азот, кислород, газообразные и твердые фториды и частицы глиноземной пыли. Для их удаления и возвращения в процесс применяются различные технологические схемы.

Современные электролизеры оборудованы системой автоматического питания глиноземом (АПГ) с периодом загрузки 10 - 30 мин.

Суммарная реакция, происходящая в электролизере, может быть представлена уравнением

2Al₂O₃ + xC = 2Al + (2x-3)CO + (3-x)CO₂

Таким образом, теоретически на процесс электролиза расходуются глинозем и углерод анода, а также электроэнергия, необходимая не только для осуществления электролитического процесса - разложения глинозема, но и для поддержания высокой рабочей температуры. Практически расходуется и некоторое количество фтористых солей, которые испаряются и впитываются в футеровку.

Для получения 1 т алюминия необходимо:

глинозема, кг -.1925-1930

углерода анода, кг - 500-600

фтористых солей, кг - 50-70

электроэнергии (в переменном токе), кВт-ч - 14500-17500

Производство алюминия является одним из самых энергоемких процессов, поэтому алюминиевые заводы строят вблизи источников энергии.

Все материалы, поступающие на электролиз, должны иметь минимальное количество примесей более электроположительных, чем алюминий (железо, кремний, медь и др.), так как эти примеси при электролизе практически полностью переходят в металл.



3.3 Альтернативные способы получения алюминия

Промышленный способ получения алюминия электролизом криолитоглиноземных расплавов, несмотря на длительное его применение, имеет ряд существенных недостатков: высокий удельный расход электроэнергии, низкие удельный съем металла и срок службы электролизеров, большие трудовые и капитальные затраты, выделение вредных веществ в атмосферу и ряд других. В связи с этим предлагаются другие способы получения алюминия. Рассмотрим некоторые из них.

3.4 Электротермическое получение алюминиево-кремниевых сплавов

Получить чистый алюминий непосредственным восстановлением его оксида невозможно. Карботермические процессы требуют высоких температур (около 2000°С) для восстановления глинозема и при отсутствии сплавообразующих компонентов металл связывается с углеродом, давая карбид алюминия (А14С3). Известно, что карбид алюминия и алюминий растворимы друг в друге и образуют весьма тугоплавкие смеси. Кроме того, А14С3 растворяется в А12О3, поэтому в результате восстановления оксида алюминия углеродом получаются смеси алюминия, карбида и оксида, имеющие высокие температуры плавления. Выпустить такую массу из печи обычно не представляется возможным. Даже если это и удается сделать, потребуются большие затраты на разделение.

В нашей стране впервые в мире разработан и осуществлен в промышленном масштабе с достаточно высокими технико-экономическими показателями способ получения силикоалюминия (алюминиево-кремниевых сплавов).

В качестве исходного сырья, кроме каолинов, могут быть использованы кианиты, дистенсиллиманиты и низкожелезистые бокситы.

Сплав после электроплавки поступает на очистку от неметаллических примесей. Для этого подают флюс, состоящий из смеси криолита и хлорида натрия, который смачивает эти примеси и "собирает" их. Рафинированный силикоалюминий имеет средний состав (%): А1 - 61; Si - 36; Fe - 1,7; Ti - 0,6; Zr - 0,5; Ca - 0,7. Этот сплав не годится для производства силумина и требует очистки от железа. Наиболее распространен способ очистки марганцем, который образует с железом тугоплавкие интерметаллиды.

Полученный сплав разбавляют техническим электролитическим алюминием или вторичным алюминием до состава, отвечающего различным сортам силуминов, и разливают в слитки.

Преимущества такого способа получения силумина перед сплавлением электролитического алюминия с кристаллическим кремнием состоят в следующем: большая мощность единичного агрегата - современные печи имеют мощность 22,5 MBЧA, что примерно в 30 раз выше мощности электролизера на 160 кА, а, следовательно, уменьшение грузопотоков, снижение капитальных затрат и затрат труда; применение сырья с низким кремниевым модулем, запасы которого в природе достаточно велики.

Теоретически из алюминиево-кремниевого сплава можно выделить различными приемами чистый алюминий. Однако из-за сложности аппаратурного и технологического оформления в промышленности эти способы в настоящее время не реализуются

3.4.1 Субгалогенидный процесс

Известно, что если нагреть смесь галогенида и загрязненного алюминия, то при понижении температуры выделяется чистый алюминий. Это открытие вызвало интерес к системам алюминий - галогенид алюминия. Было определено, что металлический алюминий реагирует с А1Х3 (где X - галоген) при высокой температуре, образуя субгалогенид алюминия:

2Al + AlX3 = 3AlX

Поскольку субгалогенид алюминия является газообразным продуктом, равновесие смещается влево при понижении температуры. Например, А1С1(Г) можно получить из А1 и А1С13 в реакционной зоне при относительно высоких температурах, а затем перенести в парообразном состоянии в более холодную зону, где он диспропорционирует на чистый алюминий и хлорид алюминия. Константа равновесия для системы А1 - А1С13 выше, чем для системы А1 -- A1F3, и поэтому хлоридная система может быть использована для промышленных процессов. Температура образования субхлорида около 1300°С при атмосферном давлении. Этот процесс особенно привлекателен для выделения алюминия из сплавов, так как галогенид алюминия взаимодействует с алюминием и практически не взаимодействует с большинством других металлов. Трудности возникают только с некоторыми летучими галогенидамн, такими как FeCl3, МпС12, и некоторыми другими. Они могут образовывать смеси с А1С13 и загрязнять получаемый алюминий.

Фирмой "Alcan" разработана технология, включающая пять стадий:

1) Производство сырого сплава, например железо-кремниево-алюминиевого, в печи карботермическим восстановлением.

2) Взаимодействие между А1 и AJC1, в конвертере при температуре 1300 °С.

3) Разделение парообразных галогенидов и субгалогенида в ректификационных колоннах.

4) Возврат AICI, для реакции между хлоридом и жидким сплавом, богатым алюминием.

5) Разложение А1С1, получение алюминия и возврат А1С13 на ректификацию.

Субхлоридный метод представляет наибольший интерес для промышленного рафинирования алюминиевых сплавов.

3.4.2 Тот-процесс

Алюминийсодержащее сырье после соответствующей подготовки хлорируют в кипящем слое в присутствии кокса и SiCl4. Последний используется для подавления реакции хлорирования SiO2. В результате хлорирования в печах кипящего слоя (КС) получается парогазовая смесь (ПГС), в состав которой входят А1С13, FeCl3, TiCl4 и SiCl4. В первом конденсаторе из ПГС выделяется около 75% FeCl3 в твердом состоянии и направляется в реактор-окислитель, где взаимодействует с кислородом воздуха, в результате чего образуются Fe2O3 и С12. Хлор возвращается на хлорирование. Во втором конденсаторе выделяется оставшийся FeCl3 и происходит конденсация А1С13. Хлориды титана и кремния конденсируются в третьем конденсаторе. Разделение этих хлоридов осуществляется в ректификационной колонне.

Хлориды алюминия и железа, выгруженные из второго конденсатора, нагреваются, перекачиваются в контактный очиститель, где контактируют в противотоке с подвижным слоем твердых частиц алюминия.

При этом идет реакция:

FeCl3 + Al = AlCl3 + Fe

Очищенный хлорид алюминия поступает на металлотермическое восстановление. Технически доступными восстановителями, имеющими большее сродство к хлору, чем алюминий, являются натрий, магний и марганец. Однако первые два элемента дороги и их производство весьма энергоемко. Поэтому, по мнению разработчиков процесса, определенные преимущества имеет использование марганца, который можно регенерировать из хлорида карботермическим методом со значительно меньшими энергозатратами. При восстановлении хлорида алюминия марганцем протекают реакции:

2AlCl3 + 3Mn = 3Al + 2MnCl2

AlCl3 + 2Al = 3AlCl

AlCl + Mn = Al + MnCl

AlCl + MnCl = Al + MnCl2

Алюминий из смеси МпС12 с непрореагировавшим А1С13, выделяется в циклонных сепараторах, а хлориды марганца и алюминия разделяются в выпарном аппарате. Хлорид алюминия возвращается в реактор для получения алюминия, а хлорид марганца взаимодействует с кислородом с образованием твердых оксидов марганца и хлора. Оксид марганца восстанавливается до металла карботермическим методом в шахтных печах, куда загружают кокс и известняк. Марганец в печь добавляется для восполнения потерь его в ходе процесса.

К недостаткам данного процесса, как и других металлотермических методов, относятся загрязнение получаемого продукта металлом-восстановителем, необходимость организации производства по регенерации восстановителя и увлечение капитальных затрат.

Исследовательские работы по получению алюминия путем восстановления марганцем в лабораторном и укрупненном масштабах были выполнены в 1966-1973 гг. В последующем в литературе не было сообщений о промышленном развитии данного направления, что, видимо, обусловлено значительными трудностями по технической реализации этого сложного многоэтапного процесса.

химический нефелиновый глиноземный алюминиевый

3.4.3 Электролиз хлоридных расплавов

В январе 1973 г. фирма "Alcoa" заявила о разработке нового способа получения алюминия. Фирма работала над процессом 15 лет и затратила 23 млн. долларов.

Данный способ предусматривает получение хлорида алюминия и последующий его электролиз. В 1976 г. появились сообщения о переходе фирмы "Alcoa" к промышленному внедрению хлоридной технологии получения алюминия. В г. Палестина (Техас, США) работал завод с проектной мощностью 30 тыс. т выпуска алюминия в год этим способом.

Хлорид алюминия имеет высокое сродство к воде и тенденцию к образованию оксидов и гидрооксихлоридов. В связи с этим получение его в чистом виде является трудной задачей. Присутствие влаги вызывает коррозию, а присутствие кислородсодержащих соединений приводит к выделению осадков и окислению анодов. Фирмой "Alcoa" предложено хлорирование очищенного глинозема, что частично решает названные проблемы. Тем не менее, необходимо соблюдать повышенные требования к чистоте углерода при хлорировании в отношении водорода или влаги.

В последнее время появились сообщения, что фирме «Toth Aluminium Corporation» удалось получить в крупнопромышленном масштабе хлорид алюминия, содержащий не менее 99,97% основного компонента.

Полученный хлорид алюминия в гранулированном или парообразном состоянии поступает на электролиз. Электролизер, используемый в данной технологии, состоит из стального кожуха, футерованного шамотным и в нижней части дополнительно диатомовым кирпичом, т.е. теплоизоляционным непроводящим огнеупорным материалом, который слабо взаимодействует с хлоридными расплавами. На дне ванны расположен графитовый отсек для сбора жидкого алюминия. На крышке электролизера имеются отверстия для загрузки хлорида алюминия, периодического отсоса алюминия и непрерывного вывода газообразного хлора, используемого в производстве хлорида алюминия. Боковые стенки и крышка электролизера - водоохлаждаемые.

При электролизе используются графитовые нерасходуемые электроды. Это преимущество (по сравнению с электролизом криолитоглиноземных расплавов) вместе с относительно низкой температурой процесса (около 700^oС) дает возможность полной герметизации электролизеров.

Риссунок: 1 - крышка: 2 - водяное охлаждение: 3 - анод; 4 - биполярные электроды; 5 - катод; 6 - футеровка; 7 - отсек для сбора алюминия. Материал: А - графит; Б - шамот; В - диатом

Электролитическое разложение хлорида алюминия теоретически требуют более высокого напряжения, чем электролиз криолитоглиноземных расплавов, так как напряжение разложения хлорида алюминия много больше. Таким образом, к недостаткам процесса можно было бы отнести необходимость подвода в электролизер большого количества тепла и значительные потери напряжения. Однако высокие омические и тепловые потери значительно снижаются при использовании системы биполярных электродов. В электролизере верхний электрод является анодом, нижний - катодом, а между ними располагаются графитовые электроды, верхняя часть которых является катодом, а нижняя - анодом. В то же время результаты расчетов показывают, что с ростом числа биполярных электродов и снижением площади их сечения возрастают токи утечки, т.е. часть тока протекает по пропитанной электролитом части футеровки и каналам между футеровкой и биполями, не совершая электрохимическую работу. Эти токи утечки приводят к снижению выхода по току.

Вследствие близости температур плавления и кипения при атмосферном давлении хлорид алюминия возгоняется практически не плавясь. Температура сублимации составляет 180,2°С. Тройная точка соответствует температуре 192,6°С и абсолютному давлению 0,23 МПа. В связи с этим в качестве электролита используется расплавленная смесь хлорида алюминия (5 ± 2% (масс.)), хлорида лития (~28% (масс.)) и хлорида натрия (67% (масс.)). В указанных расплавах снижается активность А1С13. Это в значительной степени обусловлено тем, что в расплавленных смесях хлоридов А1С13 связывается в комплексные анионы, например AlCl4-.

Междуполюсное расстояние составляет 1,0-1,5 см, температура - 700 ± 30^оС, плотность тока - 0,8-2,5 А/см2.

3.5 Рафинирование и очистка

3.5.1 Рафинирование методом трехслойного электролиза

На современных заводах повышение чистоты первичного алюминия достигают посредством продувки газами, вакуумированием, обработкой флюсами. Известно комбинированное рафинирование, в котором совмещена продувка газом, вакуумирование и восстановление. Вакуумирование алюминия в миксере непосредственно перед разливкой считается наиболее надежным способом удаления водорода.

Предусмотрен выпуск алюминия различных марок. В процессе электролиза получают алюминий технической чистоты 99,5-99,85%. Металл высокой чистоты (99,95-99,995% Al) получают путем электролитического рафинирования технического металла, а металл особой чистоты (не менее 99,999% Al) -- в результате специальной очистки.

Процесс промышленного электролитического рафинирования осуществляется в электролизере, особенностью которого является наличие в нем трех жидких слоев. Нижний слой служит анодом. Он состоит из рафинируемого алюминия, в который с целью его утяжеления добавляют 30 -- 40 масс. % меди. При анодной поляризации медь в этих условиях не растворяется. Плотность анодного сплава должна быть выше 3,0·103 кг/м3.

Средний слой является расплавленным электролитом (смесь фторидов и хлоридов бария, натрия, алюминия, кальция, магния) с плотностью 2,7·103 кг/м3. Один из возможных составов электролита (в масс. %): 60 BaCl2, 23AlF3, 12-17 NaF, до 4% NaCl. Температура плавления такого электролита 720-730°С.

Третий, верхний, слой представляет собой расплавленный рафинированный алюминий (плотность 2,35·103 кг/м3), который служит катодом.

В процессе электролиза такие примеси в рафинируемом металле, как Cu, Fe, Si, Zn, Ti, остаются в анодном сплаве, Na, Ca, Mg переходят в электролит.

Выход алюминия по току при рафинировании в промышленных условиях (плотность тока 4,5-7,5 кА/м2 (0,45-0,75 А/см2)) составляет 95 -- 98%.

Срок работы электролизера для рафинирования алюминия 4-5 лет. Современные промышленные ванны для получения рафинированного алюминия рассчитаны на силу тока 25-70 кА. Удельный расход электроэнергии постоянного тока 17370-19830 кВт·ч/т. Расход материалов на получение 1 т рафинированного алюминия составляет (в кг): алюминий сырец 1020-1030, графит 12-17, медь 10-16, хлорид бария 27-41, криолит 16-23, фторид алюминия 4-13.

Электролитическое рафинирование алюминия является одним из наиболее энергоемких процессов в металлургии легких металлов, причем 93-95% используемой энергии расходуется на поддержание теплового режима электролизера.

Важными задачами являются снижение удельного расхода электроэнергии и изыскание новых футеровочных материалов взамен магнезита, обеспечивающих повышение срока службы электролизеров и уменьшение перехода примесей в алюминий.

3.5.2 Получение алюминия особой чистоты

Алюминий особой чистоты (марки A999) может быть получен тремя способами: зонной плавкой, дистилляцией через субгалогениды и электролизом алюминий-органических соединений. Из перечисленных способов получения алюминия особой чистоты практическое применение в СССР получил способ зонной плавки.

Принцип зонной плавки заключается в многократном прохождении расплавленной зоны вдоль слитка алюминия. По величине коэффициентов распределения

К = Ств/Сж

где Ств -- концентрация примеси в твердой и Сж -- в жидкой фазе, которые в значительной мере определяют эффективность очистки от примесей, эти примеси могут быть разбиты на три группы.

К первой группе относятся примеси, понижающие температуру плавления алюминия; они имеют К<1, при зонной плавке концентрируются в расплавленной зоне и переносятся ею к конечной части слитка. К числу этих примесей принадлежат Ga, Sn, Be, Sb, Ca, Th, Fe, Co, Ni, Ce, Te, Ba, Pt, Au, Bi, Pb, Cd, In, Na, Mg, Cu, Si, Ge, Zn. Ко второй группе принадлежат примеси, повышающие температуру плавления алюминия; они характеризуются К>1 и при зонной плавке концентрируются в твердой (начальной) части слитка. К этим примесям относятся Nb, Ta, Cr, Ti, Mo, V. К третьей группе относятся примеси с коэффициентом распределения, очень близким к единице (Mn, Sc). Эти примеси практически не удаляются при зонной плавке алюминия.

Алюминий, предназначенный для зонной плавки, подвергают некоторой подготовке, которая заключается в фильтрации, дегазации и травлении. Фильтрация необходима для удаления из алюминия тугоплавкой и прочной окисной пленки, диспергированной в металле. Окись алюминия, присутствующая в расплавленном алюминии, может при его затвердевании создавать центры кристаллизации, что ведет к получению поликристаллического слитка и нарушению эффекта перераспределения примесей между твердым металлом и расплавленной зоной. Фильтрацию алюминия ведут в вакууме (остаточное давление 0,1-0,4 Па) через отверстие в дне графитового тигля диаметром 1,5-2 мм. Предварительную дегазацию алюминия перед зонной плавкой (также нагреванием в вакууме) проводят для предупреждения разбрызгивания металла при расплавлении зоны в случае проведения процесса в глубоком вакууме. Последняя стадия подготовки алюминия к зонной плавке -- травление его поверхности смесью концентрированных соляной и азотной кислот.

Так как алюминий обладает значительной химической активностью и в качестве основного материала для контейнеров (лодочек) применяют особо чистый графит, то зонную плавку алюминия проводят в вакууме или в атмосфере инертного газа (аргон, гелий).

Зонной плавкой в вакууме обеспечивается большая чистота алюминия вследствие улетучивания части примесей при вакуумировании (магния, цинка, кадмия, щелочных и щелочноземельных металлов), а также исключается загрязнение очищенного металла примесями в результате применения защитных инертных газов. Зонную плавку алюминия в вакууме можно проводить при непрерывной откачке кварцевой трубы, куда помещают графитовую лодочку со слитком алюминия, а также в запаянных кварцевых ампулах, из которых предварительно откачивают воздух до остаточного давления примерно 10-3 Па.

Для создания расплавленной зоны на слитке алюминия при его зонной плавке может быть применен нагрев с помощью небольших печей сопротивления или же токов высокой частоты. Для электропитания печей электросопротивления не требуется сложной аппаратуры, печи просты в эксплуатации. Единственный недостаток этого метода нагрева -- небольшое сечение слитка очищаемого алюминия.

Индукционный нагрев токами высокой частоты -- идеальный способ создания расплавленной зоны на слитке при зонной плавке. Метод высокочастотного нагрева (помимо того, что он позволяет осуществить зонную плавку слитков больших сечений) имеет важное преимущество, заключающееся в том, что расплавленный металл непрерывно перемешивается в зоне; это облегчает диффузию атомов примеси от фронта кристаллизации вглубь расплава.

Впервые промышленное производство алюминия высокой чистоты зонной плавкой было освоено на Волховском алюминиевом заводе в 1965 г. на установке УЗПИ-3, разработанной ВАМИ. Эта установка была оснащена четырьмя кварцевыми ретортами с индукционным нагревом, при этом индукторы были подвижными, а контейнеры с металлом неподвижными. Производительность ее составляла 20 кг металла за цикл очистки. Впоследствии была создана и введена в промышленную эксплуатацию в 1972 г. на Волховском алюминиевом заводе более высокопроизводительная цельнометаллическая установка УЗПИ-4.

Эффективность очистки алюминия при зонной плавке может быть охарактеризована следующими данными. Если суммарное содержание примесей в электролитически рафинированном алюминии составляет (30ч60) М 10-4%, то после зонной плавки оно снижается до (2,8ч3,2) М 10-4%, т. е. в 15-20 раз. Это отвечает остаточному электросопротивлению алюминия с _ (при температуре жид­кого гелия 4,2 К) соответств енно (20ч40) М 10-¹⁰ и (1,8ч2,1) М 10-¹⁰ или чистоте 99,997--99,994 и 99,9997%.

В последние годы в ВАМИ разработана и опробована в промышленных условиях технология получения алюминия чистотой 99,9999% методом каскад­ной зонной плавки. Сущность способа каскадной зонной плавки заключается в том, что очистку исходного алюминия чистотой А999 ведут, последовательно повторяя циклы (каскады) зонной планки. При этом исходным материалом каж­дого последующего каскада служит средняя, наиболее чистая часть слитка, по­лучаемого в результате предыдущего цикла очистки.

Для получения металла чистотой 99,9999% достаточно провести два каскада зонной плавки. Дальнейшее увеличение числа каскадов не повышает чистоту алюминия, хотя и увеличивает общий выход металла чисто­той 99,9999%.

Другим возможным процессом для получения алюминия особой чистоты является его дистилляция через субгалогениды, в частности через субфторид алюминия.

Давление насыщенных паров металлического алюминия недостаточно высоко, чтобы осуществить его непосредственную дистилляцию с практически приемлемыми скоростями. Однако при нагревании в вакууме (при 1000-1050°С) с AlF3 алюминий образует легколетучий субфторид AlF, который перегоняется в холодную зону (800°С), где вновь распадается (диспропорционирует) с выделением чистого алюминия.

Возможность глубокой очистки алюминия от примеси в основном обусловлена тем, что вероятность образования субсоединений алюминия значительно больше вероятности образования субсоединений примеси.

Содержание примесей, в алюминии, дистиллированном через субфторид, находится в обратной зависимости от массы получаемых слитков. В слитках массой 1,5-1,7 кг суммарное содержание примесей (Si, Fe, Cu, Mg) составляет 11, 10-4%, а содержание газов 0,007 см3/100 г. Удельное остаточное сопротивление (с) при температуре жидкого гелия для такого металла составляет (1,7ч2,0) 10-10 Ом см. Дистилляция алюминия через субфторид имеет ряд недостатков (сравнительно небольшая производительность, недостаточно глубокая очистка от магния и др.), поэтому способ не получил промышленного развития.

Разработаны также способы получения алюминия особой чистоты электролизом комплексных алюминийорганических соединений, отличающиеся составом электролита. Например, в ФРГ применяют способ электролиза 50%-го раствора NaF М 2Al (C2H5)3 в толуоле. Рафинирование проводят при 100°С, напряжении на электролизере 1,0-1,5 В и плотности тока 0,3-0,5 А/дм2 с использованием алюминиевых электродов. Катодный выход по току 99%. Электрохимическим рафинированием в алюминийорганических электролитах существенно снижается содержание марганца и скандия, которые практически не удаляются при зонной очистке. Недостатками указанного способа являются его низкая производительность и высокая пожароопасность.

Для более глубокой очистки алюминия и получения металла чистотой 99,99999% и более можно использовать комбинирование указанных выше способов: электролиз алюминийорганических соединений или возгонку через субфторид с последующей зонной плавкой полученного алюминия. Например, многократной зонной очисткой алюминия, полученного электролизом алюминийорганических соединений, удается получить металл особой чистоты с содержанием примесей, Ч10-9 %: Fe 50; Si <500; Cu 10; Mg 30; Mn 5; Ti <500; Cr 20; Zn <50; Co <1; Ag <5; Sb <1 и Se 3.



4. Охрана окружающей среды

4.1 Загрязнения при получении глинозёма

Выбросы в атмосферу

Среди загрязняющих веществ, выбрасываемых в атмосферу - бокситовая пыль, которая образуется при подготовке и переработке боксита, известковая пыль, которая образуется при обращении с известняком: пыль негашеной извести, источниками которой являются конвейеры и бункеры, пыль глинозема, которая образуется при обращении с конечной продукцией, пыль красного шлама и соли натрия из шламоотвалов (прудов-отстойников), аэрозоли гидроксида натрия из охладителей, продукты сгорания, такие как окись углерода, двуокись серы, оксиды азота из котлов, печей для кальцинации, передвижных источников, и печей обжига. Печи обжига могут также служить источником пыли глинозема.

Сбросы в водные объекты

Сброс промышленных вод глиноземного завода будет незначительным. Системе ливневой канализации будет уделено особое внимание. Линевые стоки и утечки будут собираться в пределах специальных зон перехвата. Возможно частичное использование ливневых стоков для подпитки системы оборотного водоснабжения.

Промышленные отходы

Главный вид твердых отходов, которые будут образовываться при производстве глинозема - красный шлам. На одну тонну глинозема будет образовываться около 1,7 тонны красного шлама. Красный шлам имеет щелочную реакцию (рН от 10 до 12), содержит оксиды алюминия, кремния, железа, титана, натрия, кальция, и других элементов.



4.2 Технология утилизации алюминийфторуглеродсеросодержащих отходов алюминиевого производства

При производстве алюминия электролизом растворенного глинозёма в расплаве фтористых солей при температуре =960°С происходит хроническое образование высокотоксичных алюминийфторуглеродсеросодержащих отходов -- отработанной угольной футеровки электролизёров и тонкодисперсного шлама с содержанием углерода 25-70%, фтора 6-16%, алюминия 4-10%, натрия 6-19%, серы 0,1-1,3%, цианидов до 1% и других компонентов.

Наибольшую опасность в твердых отходах представляют водорастворимые фториды, например, NaF и цианиды.

...