Содержание к диссертации
Введение
1 Обзор литературы 8
1.1 Существующие способы переработки анодных осадков 8
1.2 Изучение фазовых равновесий в анодных осадках 11
1.2.1 Фазовые равновесия в системе Al-Cu-Fe-Si 12
1.2.2 Фазовые равновесия в системе Cu-Fe-Si 19
1.3 Задачи исследования 22
2 Выбор состава электролита для переработки анодных осадков и изучение его физико-химических свойств 24
2.1 Плавкость системы NaF-AlF3-BaF2 26
2.2 Плотность системы NaF-AlF3-BaF2 43
2.3 Электропроводность системы NaF-AlF3-BaF2 48
2.4 Результаты и их обсуждение 54
3 Распределение компонентов между анодным и катодным продуктами электролиза анодных осадков рафинирования алюминия 56
4 Электродные процессы электролитической переработки анодных осадков по трехслойному методу 60
4.1 Аппаратура и методика проведения экспериментов 62
4.2 Процессы при электрохимическом растворении анодного сплава 64
4.3 Процессы при электрохимическом восстановлении катодного металла 74
4.4 Результаты и их обсуждение 80
5 Влияние технологических параметров на выход по току продуктов электролиза анодных осадков производства АВЧ 83
5.1 Выход по току при электролизе расплавленных солей 83
5.2 Влияние плотности тока на выход по току 86
5.3 Влияния состава электролита на выход по току 89
5.4 Влияние межэлектродного расстояния на выход по току 91
5.5 Определение реального выхода по току 93
5.6 Выводы 95
6 Проверка технологии комплексной переработки анодных осадков на лабораторной и опытно-промышленной установках 97
7 Разработка аппаратурно-технологического оформления для промышленной переработки анодных осадков 109
7.1 Конструктивный расчет электролизера 113
7.1.1. Размеры шахты электролизера 113
7.1.2 Футеровка элементов ограждения электролизера 114
7.1.3 Габаритные размеры электролизера 120
7.2 Электрический расчет электролизера 121
7.2.1 Расчет падения напряжения в токоведущих элементах 123
7.2.2 Электрический баланс электролизера 130
7.3 Тепловой расчет электролизера 132
7.3.1 Расход сырья и материалов на производство тонны готовой продукции 132
7.3.2 Уравнение теплового баланса 133
7.3.3 Приход тепла 134
7.3.4 Расход тепла 135
7.3.5 Тепловой баланс электролизера для переработки анодных осадков с токовой нагрузкой 65000 А 146
7.4 Характеристика исходного сырья и полученных продуктов 148
7.5 Описание технологического процесса переработки анодных осадков 149
Экономическая оценка внедрения разработанной технологии переработки анодных осадков 152
Заключение 155
Список использованной литературы 158
Приложения 163
- Фазовые равновесия в системе Al-Cu-Fe-Si
- Электродные процессы электролитической переработки анодных осадков по трехслойному методу
- Влияние межэлектродного расстояния на выход по току
- Описание технологического процесса переработки анодных осадков
Введение к работе
Алюминий - этот товар, который не продается в розницу. Цена на него, как и на любой другой биржевой товар, определяется соотношением «спрос-предложение». В связи с этим, увеличение прибыли для металлургического предприятия напрямую связано с уменьшением затрат на производство - снижением его себестоимости. Себестоимость продукции является одним из важных, обобщающих показателей деятельности предприятия, отражающих эффективность использования ресурсов, результата внедрения новой техники и прогрессивных технологий; совершенствование организации труда, производства.
Основным способом получения алюминия высокой чистоты (АВЧ) является электролитическое рафинирование по трехслойному методу. Рафинированный алюминий служит катодом. Электролитом является расплавленная смесь фторида алюминия с фторидами и хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов. В качестве исходного анодного сплава при электролитическом рафинировании, как правило, применяется сплав алюминия с 25-35 % меди. Этот сплав готовится путем сплавления первичного алюминия с необходимым количеством электролитической меди, с учетом присутствующих в алюминии примесей железа и кремния. В исходном анодном сплаве суммарное содержание этих примесей составляет не менее 0,5 %. В процессе рафинирования в анодный сплав регулярно добавляется первичный алюминий. Поэтому, по мере работы электролизера анодный сплав насыщается железом и кремнием. Начиная с определенного их содержания, идет
самоочищение сплава путем выделения нерастворимых интерметаллидов (осадков) в загрузочном кармане, как в наиболее холодной части электролизера. На одну тонну получаемого металла извлекают от 60 до 80 кг анодных осадков. Наряду с железом (7-12 %) и кремнием (3-7 %) в осадках содержится 25-30 % меди и около 50 % алюминия.
При работе одного корпуса АВЧ в год образуется 500-650 тонн анодных осадков, что значительно ухудшает технико-экономические показатели процесса рафинирования, влекущие за собой увеличение себестоимости продукции.
Поэтому представляет значительный интерес разработка научных и технологических основ экологически безопасной и экономически эффективной комплексной переработки анодных осадков и ее аппаратурно-технологическое оформление, что и является целью данной работы.
Фазовые равновесия в системе Al-Cu-Fe-Si
По существующей технологии анодные осадки или выбрасываются (складируются на территории завода) или направляются на заводы Вторцветмета, где из них извлекается только медь. Это связано с большими потерями алюминия и дополнительными транспортными расходами /1/.
Известен способ переработки анодных осадков электролитического рафинирования алюминия, включающий расплавление анодных осадков и разделение твердой и жидкой фаз при помощи центрифуги 12/.
Согласно этому способу получают жидкую фазу состава (% (мас.)): А1 - 60-65, Си -3 0-33, Si - 1,5-2 и Fe - 1-1,2, которую возвращают в работающие ванны. В твердой фазе концентрируется железо и кремний. Средний состав фильтросадков следующий (%(мас.)): Си- 14-16, А1- 51-58, Fe -22-27 и Si 4-6. Их также или выбрасывают или отправляют на заводы Вторцвемета для извлечения меди.
Выше рассматриваемый способ переработки анодных осадков позволяет в начальный период времени снизить потери на 1 т АВЧ алюминия и меди с анодными осадками на 6-8 кг и 10-15 кг, соответственно. Недостатками данного способа являются: возврат жидкой фазы и большие потери меди и алюминия с фильтросадками. Возврат жидкой фазы, обогащенной железом и кремнием от 2,5 до 3,2 % (мае.) и значительно превышающее суммарное содержание их в алюминии сырце 0,45-0,6 % (мас), приводит к резкому увеличению образующихся анодных осадков. Поэтому, несмотря на высокий выход годного продукта (жидкой фазы), указанный в авторском свидетельстве 12/ — 6 0-65 % (мае), значительная часть его возвращается на переработку в виде анодных осадков. Их количество будет не 60-80 кг на 1 т АВЧ, как было указано ранее, а 80-100 кг, т.е. третья часть работы термоцентрифуги проходит впустую.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки анодных осадков вторичным рафинированием в электролизерах перед отключением их на капитальный ремонт /3/. Он включает в себя загрузку и расплавление анодных осадков, электролиз и разделение твердой и жидкой фаз. Твердые осадки загружают в зону анодного сплава через графитовую трубу. Для поддержания анодного сплава в расплавленном состоянии поднимают температуру до 860-900 С. Выделяющийся в процессе электролиза на катоде алюминий периодически выливают из электролизера, а сплав, образующийся на аноде, постепенно обогащается медью, железом и кремнием. Через определенное время (25-30 дней) сплав затвердевает, и электролизер отключают на капитальный ремонт. Состав сплава (% (мае.)): медь - 70-75, кремний и железо - 6-15, остальное алюминий. Полученный сплав отправляют на заводы вторичных металлов для утилизации меди. Однако данный способ может использоваться очень ограниченно, так как количество ванн, отключаемых на капитальный ремонт, значительно меньше, чем надо для переработки всех образующихся осадков.
Существуют также способы гидрометаллургической переработки анодных осадков с целью извлечения из них галлия: Способ переработки галлийсодержащих анодных осадков, предусматривающий выщелачивание шлама щелочью (25 % раствор) при температуре 100 С /4/. Способ не обеспечивает высокого извлечения галлия из бедных по галлию (до 0,4 %) и богатых по меди (около 30 %) анодных осадков производства АВЧ. При этом извлечение галлия не превышает 80 %. Другой способ переработки анодных осадков с извлечением галлия заключается в их обработке щелочным раствором при температуре 100 С. Процесс проводят в автоклавах при давлении 1,5-4,5 атм., с подачей воздуха со скоростью 240-280 л/час 151. Извлечение галлия этим способом составляет 75-98 %, однако указанный диапазон извлечения относится к процессу выделения галлия из его оксида, а не на общий процесс переработки анодных осадков. В этом случае сквозное извлечение галлия снижается до 50-70 % из за присутствия в растворе трудно растворимых медно- и галиисодержащих интерметаллидов, в которых находится около 40-45 % галлия (зависит от состава анодных осадков). Недостатком гидрометаллургических способов является то, что конечным продуктом переработки является галлий, а остальные компоненты анодных осадков удаляются в виде шламов и промышленных вод. В результате этого необходима большая технологическая схема переработки анодных осадков и регенерации растворов, поэтому себестоимость подобной переработки чрезвычайно высока. Анализ существующих способов переработки анодных осадков показывает, что до настоящего времени не найдено эффективной технологии их переработки, обеспечивающей комплексное извлечение ценных компонентов и высокой рентабельности производства. 1.2 Изучение фазовых равновесий в анодных осадках Рафинированию, как правило, подвергают более низкие сорта алюминия, в которых сумма примесей железа и кремния составляет 0,5-1,0 %. По мере рафинирования примеси железа и кремния постепенно накапливаются в анодном сплаве, после чего массовая доля содержания примесей увеличивается до 6-7 % Fe и 7-8 % Si, содержание меди становится 25-35 % /6, II. Также в небольших количествах (до 0,2-0,3 %) содержится галлий и другие металлы. Обычно в электролизере анодный сплав находится при 760-790 С, а в кармане электролизера, из которого периодически удаляют анодные осадки - при температуре на 30-40 Увеличение же по мере рафинирования содержания железа и кремния в анодном сплаве несколько обедняет сплав алюминием и повышает его температуру кристаллизации.
Электродные процессы электролитической переработки анодных осадков по трехслойному методу
Методом дифференциально-термического анализа исследована поверхность кристаллизации системы NaF-AlF3-BaF2. На основании изучения политермических разрезов построена пространственная модель поверхности ликвидуса и проекция диаграммы состояния системы. В системе установлена одна дополнительная эвтектическая точка, а также подтверждены три эвтектические точки и одна перитектическая.
Исследованы физико-химические свойства электролита (плавкость, плотность и электропроводность) системы NaF-AlF3-BaF2, ограниченной содержанием BaF2 25-45 % (мас), и NaF, A1F3 с КО = 1,0-4,5. 3) С увеличением содержания фторида алюминия температура плавления электролита значительно понижается. Содержание фторида бария в малой степени влияет на температуру плавления электролита.
Наибольшее влияние на плотность изучаемой системы дает изменение ее состава за счет увеличения содержания фтористого бария. Добавление BaF2 до 45 % (мае), при КО = 2 и 1000 С приводит к увеличению плотности системы с 2,05 до 2,88 г/см3. Содержание фторидов алюминия и натрия в расплаве, а также повышение температуры процесса электролиза в малой степени влияют на плотность электролита.
С ростом температуры электропроводность системы увеличивается. При добавлении фторида бария в электролит электропроводность снижается. Увеличение криолитового отношения системы с 2,5 до 3,0 приводит к росту электропроводности на 0,4-0,5 Ом"1-см"1. Распределение компонентов между анодным и катодным продуктами электролиза анодных осадков рафинирования алюминия
Компоненты подобранного для переработки анодных осадков фторидного электролита - фторид натрия NaF, фторид алюминия A1F3, криолит Na3AlF6 и фторид бария BaF2 - имеют ионную кристаллическую решетку. Расплав данных солей, представляет собой ионный расплав, имеющий строение подобное строению твердых кристаллов этих солей /28/. Поэтому, в расплаве, при температуре процесса, представленные соли диссоциируют на ионы: катионы Nal+, А11+, А13+, Ва2+ и анионы F . Основными компонентами анодного слава, состоящего из расплавленных 4ь анодных осадков, являются алюминий, медь, кремний и железо. Так же в его состав входит галлий, накопленный при рафинировании алюминия. Для возможности разделения расплавленных анодных осадков на необходимые продукты и выяснения сущности электрохимических процессов, происходящих при электролизе по трехслойному способу, необходимы данные об электродных потенциалах в электролитах элементов системы. В электрохимии расплавленных солей нет общепринятого нулевого электрода, подобно водородному в водных растворах. Поэтому здесь также отсутствуют стандартные электродные потенциалы. В связи с ограниченностью экспериментального материала во фторидном барийсодержащем электролите, сравнительная оценка процесса разделения компонентов системы была проведена на основе хлоридно-фторидного электролита. На основании работ /29, 30/, в которых были изучены электролиты, содержащие ВаС12, BaF2 A1F3, NaF построили электрохимический ряд для компонентов системы переработки анодных осадков: Ряды электродных потенциалов в расплавленных галогенидах имеют схожую последовательность расположения по элементам. Поэтому, при различных количественных показателях электродных потенциалов, во фторидном электролите электрохимический ряд аналогичен хлоридно-фторидному. Из всех основных элементов анодного сплава алюминий обладает наиболее электроотрицательным потенциалом. Поэтому на аноде при электролитической переработке анодных осадков происходит процесс растворения алюминия с образованием катионов одно- и трехвалентного алюминия в соотношении, зависящем от анодной плотности тока. Попадая в электролит, катионы алюминия, і являясь наиболее электроположительными, в первую очередь разряжаются на катоде. Попадание в электролит более электроположительных катионов примесей (меди, железа, кремния) ведет к их первоначальному выделению на катоде. В процессе электролитической переработки анодных осадков с выделением на катоде алюминия концентрация кремния и железа в анодном сплаве растет. Высокая активность этих элементов в анодном сплаве дает возможность их выделения на катоде помимо алюминия. Причем выделение на катоде кремния произойдет в первую очередь после алюминия. Это произойдет в результате первичного выделения кремния в электролит, поскольку его электродный потенциал ниже потенциала железа. Исходя из расположения элементов в электрохимическом ряду, процесс электролиза анодных осадков по трехслойному способу можно проводить с разделением исходного сырья на два продукта путем выделения на катоде алюминиево-кремниевого сплава, тем самым, в анодном сплаве останется сплав на основе меди. Выделение кремния произойдет либо при увеличении анодной плотности тока, либо при понижении концентрации алюминия до определенного предела при постоянной плотности тока. Проанализировав состав анодных осадков: Си - 30-35 %, А1 - 50-55 %, Fe - 10-13%, Si - 4-8% и Ga до 0,4 %, предлагается проводить разделение компонентов на сплавы соответствующие маркам АК-7ч на катоде, и БрАЖ9-4 на аноде. Чистота катодного сплава обеспечивается технологией трехслойного рафинирования, а так же малым взаимодействием катодного сплава с футеровкой электролизера /31/. Получение различных марок сплавов также обусловлено . регулированием выделения вторичных анодных осадков состоящих из «тугоплавких» интерметаллидов на основе железа и кремния. Марки алюминия и сплавов, получаемых в результате электролитической переработки анодных осадков определены по ГОСТ 1583-93 /32/, ГОСТ 493-79 /33/, ГОСТ 18175-78 /34/ и представлены в таблице 12.
Влияние межэлектродного расстояния на выход по току
Увеличение анодной плотности тока во время электролиза анодных осадков приведет к смещению потенциала катода в положительную сторону, вследствие начала выделения на нем кремния совместно с алюминием. Ионы кремния, попадая в электролит, имеют самый положительный заряд, поэтому в первую очередь разряжаются на катоде. В связи с этим, образование алюминиево-кремниевого сплава зависит от протекания анодного процесса, в частности, от анодной плотности тока и концентрации алюминия в анодном сплаве.
Получение алюминиево-кремниевого сплава на катоде необходимо проводить при средних плотностях тока, поскольку при высокой плотности тока начало совместного разряда ионов кремния и алюминия произойдет при высокой концентрации атомов алюминия в анодном сплаве, в соответствии с рисунком 30. Это приведет к преждевременному извлечению кремния из анодных осадков и высокого остаточного содержания алюминия в анодном сплаве, что не целесообразно, поскольку металл анодного сплава не будет являться товарным продуктом. К тому же при высоких плотностях тока происходит выделение на катоде натрия.
Нормальный ход процесса электролиза анодных осадков будет проходить при плотности тока, отвечающей началу перехода кремния в электролит и остаточном содержании алюминия в анодном сплаве, дающем возможность получения на аноде продукта заданного состава. При этом начало совместного разряда алюминия и кремния на катоде произойдет через определенное время в результате обеднения анодного сплава алюминием и насыщением прианодного пространства атомами кремния.
Для электролитического рафинирования алюминия электрохимический эквивалент принято рассчитывать исходя из расчета по трехвалентному алюминию А13+, т.е. k = 0,335 г/(А-ч) /45/. При этом не учитывается образование трехвалентного алюминия из одновалентного по реакции (8). По построенным поляризационным кривым видно, что в электролите при анодной плотности тока до 0,28 А/см число электронов, участвующих в электрохимической реакции равно двум. При повышенных плотностях тока, вплоть до начала выделения кремния среднее количество участвующих электронов также не равно трем, а находится в промежутке от двух до трех, что при расчете анодного выхода по току по трехвалентному алюминию дает завышенные результаты. Выделение в электролит ионов кремния снижает результат выхода по току алюминия, вследствие недостаточной концентрации алюминия в прианодном пространстве анодного сплава и первичном выделении кремния на катоде.
Для определения реального выхода по току в процессе электролиза по трехслойному способу, с получением на катоде сплава, предлагаем общепринятую формулу (21) преобразовать, учитывая изменение концентрации компонентов в анодном и катодном сплавах и электролите, а так же возможность изменения силы тока в ходе процесса: її, І2 ... In - сила тока, заданная для каждой стадии, А; кь кг,... кп - значение электрохимического эквивалента, учитывающий соотношение количества выделения и разряда ионов соответствующих металлов, как между ионами одного металла с разной валентностью, так и между друг другом, г/(А-ч).
Значение электрохимического эквивалента к является функцией, зависящей от различных параметров, таких как содержание данного элемента в анодном и катодном сплавах и состава электролита, температуры процесса, межэлектродного расстояния.
Несмотря на вышеуказанные недостатки, определение оптимальных технологических параметров процесса электролитической переработки анодных осадков на выход по току проводили из расчета выхода теоретической массы металла по трехвалентному алюминию, т.е. по старой методике. Это объясняется сложностью расчета выхода по току, учитывающего параметры, изменяющиеся во времени с ходом процесса и зависящие друг от друга, поскольку для каждой точки эксперимента необходимо делать соответствующие поляризационные измерения. Попытки точного расчета и определения реального выхода по току, учитывающие вышеизложенные предположения дает результаты, имеющие высокую погрешность, в связи с усложнением и увеличением стадий экспериментов для интегральных вычислений. Это обстоятельство не позволяет провести достоверный сравнительный анализ результатов. Выход по току зависит от многих факторов, таких как растворимость металла в электролите, кинетика переноса растворенного металла от анода к катоду, растворимость в расплаве анодных продуктов и их диффузии в электролит, которые, в свою очередь, зависят от плотности тока, состава электролита, расстояния между анодом и катодом, температуры.
Определение выхода по току осуществляли в электролитической ячейке, показанной на рисунке 33. Для приготовления электролита применялись просушенные NaF и A1F3 марки "чда" и BaF2 марки "хч", шихта содержала 35 % (мае.) BaF2, остальное NaF и A1F3 с мольным соотношением 1 - 5,25.
Исходную смесь солей в количестве 100 - 180 г наплавляли в графитовом тигле (11) с алундовой вставкой (10). Анодом служил расплавленный анодный осадок (9). Токоподводом к нему служил графитовый тигель. Катодным устройством был полученный алюминий (7) с графитовым токоподводом (3). Температура электролита контролировалась при помощи платино-платинородиевой термопары (6) и милливольтметра (5). В качестве источника тока (4) использовался выпрямитель. Электрические параметры контролировались при помощи вольтметра (2) и амперметра (1). Для возможности проведения сравнительного анализа эксперименты проводились до выделения кремния в электролит.
Описание технологического процесса переработки анодных осадков
В соответствии с рисунком 39, с определенного момента величина обратной ЭДС резко возрастает, что свидетельствует о выделении кремния в электролит. Причем при более высокой температуре выделение кремния происходит раньше на 1,5 часа. После начала выделения кремния на кривых наблюдаются колебания значений обратной ЭДС. Это связано с диффузионными затруднениями в анодном сплаве. При 950 С амплитуда колебаний составляет 0,15 -0,2 В. С повышением температуры процесса на 30 градусов обратная ЭДС находится в пределах 1,2-1,3 В. Снижение амплитуды колебаний происходит из-за увеличения подвижности атомов алюминия и кремния в анодном сплаве, что дает возможность проводить процесс электролиза в более стабильных условиях, получая более чистый катодный продукт, не загрязненный электроположительными примесями, например, железом и медью. Это подтверждается результатами химических анализов катодного сплава, представленных в таблице 15.
После проведения переработки анодных осадков АВЧ, остывший анодный сплав, имел различный состав по высоте образца. Это связано с градиентом по температуре, установившимся в электролитической ячейке, вследствие воздействия тепла от нагревателей, расположенных по бокам лабораторной печи и пониженной температуре на ее подине. Разность температуры процесса в анодном сплаве между верхней и нижней его частями в ходе электролиза составляло 40-60С. Спектральный количественный анализ анодного сплава, представленный в таблице 15, проводился с прианодной стороны, соприкасающейся с электролитом. Со стороны остывшего анодного остатка, обращенного во время плавки к подине лабораторной печи, наблюдалось значительное повышение содержания железа и кремния. Рнтгеноструктурный анализ этой части образцов производился на рентгеновской установке УРС-1,0 фотометодом в медном излучении в камере РКД диаметром 57,3 мм при асимметричной зарядке пленки. Анализ показал, что образцы в основном содержат FeSi, Fe3Si2, выделяющиеся из жидкой фазы в первую очередь, а также фазы A Fe и CU4SL
В промышленных условиях подобный градиент по температуре устанавливается между анодным сплавом и карманом электролизера, вследствие чего произойдет образование вторичных анодных осадков в виде интерметаллидов. Основой вторичных анодных осадков является железо и кремний, поэтому регулирование температуры кармана электролизера позволяет удалять излишки этих элементов, получая на катоде и аноде сплавы требуемого состава. Наличие в составе вторичных анодных осадков алюминия и меди приводит к небольшой потере основных компонентов. Ожидаемое количество образования вторичных анодных осадков 40 - 80 кг при переработке 1 тонны анодных осадков рафинирования алюминия.
При проверке практического распределения анодных и катодных продуктов в процессе переработки анодных осадков была проведена серия опытов, в результате которой переработано около 1 кг анодного осадка рафинирования алюминия. Параметры и полученные результаты экспериментов представлены в таблице 16. Таким образом анализ полученных результатов разделения анодных осадков на катодный и анодный продукты позволяет получить на катоде первичный алюминий марок А-6, А-7 или кремневый сплав марки АК-7ч. В первом случае в анодном осадке остается 30-35 % А1, а во втором -8-10% А1, что показывает на выгоду последнего. Если получать на катоде сплав АК-7Ч, то на аноде будет образовываться бронза, типа БрАЖ9-4, которая без дополнительной переработки является товарным продуктом.
В промышленных условиях температура в карманах электролизера на 30-50 градусов ниже, чем температура процесса. Поэтому основными компонентами вторичных анодных осадков являются железо и кремний в виде интерметаллидов — FeSi и Fe3Si2- Постоянная выемка вышеуказанных фаз приводит к очистке анодного сплава от железа и кремния. В результате этого ожидается получение более качественных сплавов.
Проверку технологии комплексной переработки анодных осадков в укрупненных масштабах проводили в опытно-промышленной установке, рассчитанной на силу тока 300 А, расположенной Подольском заводе цветных металлов (ОАО «ПЗЦМ»), Приложение 1. Эскиз поперечного разреза опытно-промышленной установки электролиза анодных осадков представлен на рисунке 40. Установка смонтирована в сварном металлическом кожухе прямоугольной формы (2), для необходимой вентиляции днища, кожух установлен на швеллеры (1). Для лучшей теплоизоляции днище и стены кожуха обложены асбестом, засыпаны шамотной крошкой (4) и уложены шамотным кирпичом (3). Шахта футерована магнезитовыми огнеупорными блоками (8), относительно устойчивыми к применяемому электролиту (11). Подвод тока осуществляется с помощью медных шин, соединенных со стальными стержнями (14) через клеммы (5).
