ПРОИЗВОДСТВО МЕТАЛЛОВ

Металлургией называют отрасль промышленности, производя­щую металлы из руд и другого сырья.

Все металлы делят на черные и цветные. К черным металлам относятся железо, марганец, хром и сплавы на их основе; к цвет­ным - все остальные. Цветные металлы делятся на четыре группы: 1) тяжелые: медь, свинец, олово, цинк и никель; 2) легкие: алю­миний, магний, кальций, щелочные и щелочноземельные; 3) дра­гоценные, или благородные: платина, иридий, осмий, палладий, рутений, родий, золото и серебро; 4) редкие (все остальные): а) тугоплавкие: вольфрам, молибден, ванадий, титан, кобальт, цирконий иниобий; б) рассеянные: германий, галлий, таллий, индий и рений; в) редкоземельные: лантаноиды; г) радиоактивные: торий, радий, актиний, протактиний и уран; д) искусственные полоний, астат, нептуний, плутоний и др.

Сырье цветной и черной металлургии . По извлекаемому металлу руды называют железными, медными, марганцовыми, свинцовыми, медноникелевыми, урановыми и т. п. По составу их делят насульфидные, окисленные и самородные. Сульфидными рудами называются породы, в которых получаемый металл находится ввиде сульфидов. Это медные, цинковые, свинцовые и полиметаллические руды (халькопирит CuFeS 2 , галенит PbS, сфалерит ZnS и др.) Если извлекаемый металл находится в виде оксидов или другихкислородсодержащих минералов (силикаты, карбонаты), то такие руды относят к окисленным. Железные, марганцовые, алюминиевые руды чаще бывают окисленными. Руды, содержащие природные сплавы металлов, называют самородными.

На современном уровне развития технологии считается рентабельной переработка железных руд с содержанием не менее 30 % Fe, цинковых - 3% Zn имедных - 0,5 % Си.

Для получения металла из руды, кроме отделения пустой поро­ды, необходимо отделить металл от химически связанных с ним элементов. Эта стадия называется металлургическим процессом. Металлургический процесс, осуществляемый с применением высо­ких температур, называется пирометаллургическим, с использо­ванием водных растворов - гидрометаллургическим. В отдельную группу выделяют электрометаллургические процессы.

Первая стадия производства - обогащение сырья. Следующая стадия заключается в разложении концентрата обжигом, в обра­ботке его хлором, а также оксидом серы (IV) или жидкими реа­гентами(кислотами, щелочами, комплексообразователями). По­следними двумя способами извлекаемый металл переводят в раст­вор, из которого выделяется оксид или соль редкого металла осаж­дением в виде малорастворимого соединения или кристаллизацией. Завершающая стадия - получение чистого металла или сплававосстановлением углеродом или водородом, термическим разложением, вытеснением (цементация), электролизом растворов или расплавов.

В производстве тугоплавких металлов (вольфрам, молибден – завод «Победит») применяется метод порошковой металлур­гии, заключающийся в восстановлении оксидов порошкообразных металлов. Затем металлический порошок прессуют под большим давлением испекают в электрических печах, получая металл безперевода его в жидкое состояние. Температура спекания металли­ческого порошка обычно на 1/3 ниже температуры плавления ме­талла.

ПРОИЗВОДСТВО ЖЕЛЕЗА И ЕГО СПЛАВОВ

Среди используемых человеком металлов железо и его сплавы по объему и сферам применения занимают первое место. В практике обычно используют не чистое железо, а его сплавы, и в первую очередь с углеродом. В технике железом называют черный металл с содержанием углерода менее 0,2%. По количеству углерода все сплавы делят на стали и чугуны. К сталям относятся железные сплавы с содержанием углерода от 0,2 до 2%, к чугунам - с содержанием углерода выше 2% (обычно от 3,5 до 4,5%).

На рисунке 1 приведена диаграмма фазового состояния системы железо - углерод.

Как следует из диаграммы, температура начала плавления сталей снижается с ростом содер­жания углерода до точки Е. Эта точка соответствует предельной растворимости углерода в твердом железе (2% С). Для чугуна не­зависимо от количества углерода температура плавления остается постоянной.

Если в чугуне значительная часть углерода находится в виде цементита Fe 3 C, то такой чугун называется белым. Из-за высокой твердости и хрупкости его трудно обрабатывать на станках, поэтому белый чугун перерабатывается в сталь. По этому признаку он получил еще название передельного чугуна. При медленном охлаждении расплавленного чугуна часть Fe 3 C распадается с выделением свободного углерода в виде графита. Такой чугун называется серым или литейным. Он более мягок, менее хрупок и хорошо обрабатывается на станках.

По составу стали могут быть углеродистыми и легированными. Углеродистыми называют стали, свойства которых определяются углеродом, а другие примеси существенного влияния не оказы­вают. По содержанию углерода эти стали делят на: малоуглеродистые (до 0,3% С), среднеуглеродистые (от 0,3 до 0,65%) и высоко­углеродистые (от 0,65 до 2% С). Из иизкоуглеродистой стали из­готовляют кровельное железо, стальной лист, черную и белую жесть (широко используемую для изготовления тары), мягкую проволоку и т. д.; среднеуглеродистые стали используют для про­изводства рельсов, труб, проволоки, деталей машин; высокоугле­родистая служит в основном для изготовления разнообразного ин­струмента.

Легированными называют стали, содержащие, кроме углерода, другие специально введенные для изменения свойств добавки (Cr, Mn, Ni, V, W, Мо и др.). Сталь, содержащую до 3-5% леги­рующих элементов, считают низколегированной, 5-10%-среднелегированной, 10% и более - высоколегированной. Никель придает стали повышенную пластичность и вязкость, марганец - прочность, хром - твердость и коррозионностойкость, молибден и ванадий - прочность при высоких температурах и т. д. Напри­мер, марганцовистые стали (8-14% Мп) обладают высокой ударо­стойкостью, их используют для изготовления дробилок, шаровых мельниц, рельсов и других ударонапряженных изделий. Хромомолибденовые и хромованадиевые стали идут на изготовление колонн синтеза, работающих под высоким давлением и при повышенной температуре. Из хромоникелевой или нержавеющей стали изго­тавливают химические реакторы, трубопроводы, кухонную посуду, вилки, ножи и т. д. Стали также классифицируют по назначению: строительная (конструкционная), машиностроительная, инстру­ментальная и стали с особыми (специальными) свойствами. Некоторые примеси заметно ухудшают свойства стали. Так, сера придает стали красноломкость - хрупкость при красном калении, фосфор - хладноломкость, т. е. хрупкость при обычной и низкой темпера­туре, азот и водород - газопористость, хрупкость.

ПРОИЗВОДСТВО ЧУГУНА

В настоящее время главный процесс металлургического про­изводства черных металлов осуществляется по двухступенчатой схеме: получение чугуна в доменной печи и его передел в сталь. Чугун используют также для отливки станин, машин, тяжелых колес, труб и т. д. Основными исходными материалами для произ­водства чугуна являются железные руды, флюсы и топливо.

Промышленные типы железных руд классифицируюг по виду преобладающего рудного минерала: 1) магнитные железняки со­стоят в основном из минерала магнетита Fe 3 O 4 (с наиболее высоким содержанием железа - 50-70% и низким содержанием серы), который трудновосстановим; 2) красные железняки содержат 50-70% железа в виде минерала гематита - Fe 2 O 3 , небольшие примеси серы, фосфора и восстанавливаются легче, чем магнетит; 3) бурые железняки представляют собой гидроксиды железа со­става Fe 2 O 3 × пН 2 О с переменным количеством адсорбированной воды. Эти руды в основном бедные по содержанию железа (от 25 до 53%), часто загрязнены вредными примесями - серой, фосфо­ром, мышьяком. Встречаются хромоникелевые бурые железняки (2% Cr и 1% Ni), используемые для выплавки природнолегированных чугуна и стали; 4) шпатовые железняки содержат 30-37% Fe, а также FeCO 3 и незначительные примеси серы и фосфора. После обжига содержание железа возрастает до 50-60%. Для сидеритов часто характерна примесь марганца от 1 до 10%.

Сырьем служат также отходы производства черных и цветных металлов, но их доля в общем потреблении руд невелика. Для перевода тугоплавких оксидов в легкоплавкий шлак, не смешиваю­щийся с чугуном, в процессе доменной плавки используют флюсы - породы основного характера: известняк или доломит (СаСО 3 , MgCO 3). Обычно на выплавку 1 т чугуна расходуется 0,4-0,8 т флюсов.

В качестве топлива в производстве чугуна применяют кокс с содержанием 80-86% С, 2-7% Н 2 О, 1,2-1,7% S, до 15% золы и природный газ.

Подготовка железной руды к доменной плавке заключается в
дроблении, грохочении, усреднении и обогащении. Обо­гащение ведут в зависимости от типа руды восстановительным обжигом, электромагнитной сепарацией, флотацией. В нашей стране практически всю добываемую руду на последнем этапе подготовки подвергают агломерации. Это процесс спекания измельченной руды с коксовой мелочью (5-8%) и обожженным известняком (3-6%) в агломерационной машине транспортерного типа. Наряду с агломерацией применяют и окомковывание пылевидной руды со связующим веществом во вращающихся обжиговых печах с получением окатышей.

Процесс доменной плавки . Чугун выплавляют в металлур­гических реакторах шахтного типа, называемых до­менными печами или домнами. Описание доменной печи дано в лекции 4.

В зоне горна за счет интенсивной подачи воздуха поддерживается окислительная среда и углерод кокса сгорает:

С + О 2 = СО 2 + 401 кДж

Воздух, подаваемый в доменную печь, нагревается в регенерагивных воздухоподогревателях (кауперах) до 900-1200 °С (рис. 2).

Оксид углерода (IV) на поверхности раскаленного кокса восстанавливается до оксида углерода (II):

2С + СО 2 = 2СО - 166 кДж

Образовавшийся в горне восстановительный газ поднимается в верхнюю часть печи, нагревает и восстанавливает компоненты шихты. Наивысшая температура в горне доменной печи 1800 °С, низшая в колошнике 250 °С. Давление газа в горне 0,2-0,35 МПа.

По мере опускания шихты последовательно протекают следую­щие процессы: разложение нестойких компонентов шихты, вос­становление оксидов железа и других соединений, науглероживание железа (растворение углерода), шлакообразование и плавле­ние. Разложение компонентов шихты начинается в колошнике, одновременно (до 200 °С) удаляется влага. При нагревании шихты от 400 до 600 °С идет интенсивное разложение карбонатов железа, марганца, магния, а при 800-900 °С - известняка. Оксиды каль­ция и магния взаимодействуют с ингредиентами пустой породы, образуя силикаты и алюминаты. Из кокса удаляются остатки ле­тучих компонентов.

Восстановление железа представляет собой процесс последова­тельного перехода от высших оксидов к низшим до элементарного железа по схеме:

Fe 2 O 3 ® Fe 3 O 4 ® FeO ® Fe

В основу восстановительного процесса заложены реакции окси­да углерода с оксидами железа:

2Fe 2 O 3 + CO = 2Fe 3 O 4 + CO 2 + 63 кДж

Fe 3 O 4 + CO = 3FeO + CO 2 - 22 кДж

FeO + CO = Fe + CO 2 + 13 кДж

Восстановление железа оксидом углерода (II) принято назы­вать косвенным (непрямым), а при помощи твердого углерода – прямым.

Прямое восстановление железа протекает не только за счет углерода кокса, но и углерода, образующегося при термической диссоциации оксида углерода (II) на поверхности руды:

2СО = СО 2 + С

Применение природного газа в качестве дополнительного топли­ва способствует повышению температуры процесса и косвенному восстановлению руды водородом:

СН 4 + 2О 2 = СО 2 + 2Н 2 + 803 кДж

Н 2 О + С = Н 2 + СО - 126 кДж

Кроме железа, в условиях доменного процесса восстанавлива­ются и другие элементы, входящие в состав шихты. Однако зна­чительная часть марганца не восстанавливается и переходит в шлак.

Гетерогенное восстановление руды заканчивается получением губчатого железа, в порах которого оксид углерода (II) разлагает­ся. Образовавшийся при этом сажистый углерод с железом дает цементит:

3Fе + С = Fe 3 C

Одновременно идет науглероживание железа и за счет растворе­ния углерода. Повышение содержания углерода в железе приводит к снижению температуры его плавления. Примерно при 1200 °С науглероженное железо плавится, стекает по кускам кокса и флюсов, дополнительно растворяя углерод, кремний, марганец, фосфор и другие элементы. Расплавленный чугун накапливается в горне. Шлакообразование начинается при температуре около 1000 °С за счет взаимодействия оксида кальция с оксидом кремния (IV), оксидом алюминия, марганца. При 1250-1350 °С шлаки плавятся и накапливаются в горне над расплавленным чугуном. Для преду­преждения перехода FeO в шлак и выведения серы необходимо повышать основность шлака (избыток СаО):

FeO × SiO 2 + СаО = CaSiO 3 + FeO

FeO + CO = Fe + CO 2

FeS + CaO = FeO + CaS

MnS + CaO = MnO + CaS

Образовавшийся сульфид кальция растворим в шлаке, но нерастворим в чугуне.

Для обеспечения непрерывности процесса доменную печь об­служивают несколько воздухонагревателей. Применение в домен­ном процессе нагретого воздуха в пределах 1000-1350 °С дает возможность на каждые 100° увеличивать производительность на 2% и на столько же снизить расход кокса.

В результате доменной плавки получают литейный чугун, на­правляемый на изготовление изделий методом литья; передельный и специальный чугуны (ферросилиций - 10-12% Si, зеркальный - 12 - 20% Мn и ферромарганец - 60-80% Мn), перерабатывае­мые в сталь; доменный шлак, из которого производят различные строительные материалы: шлакопортландцемент, шлакобетон, шла­ковату, ситаллы для дорожного строительства; доменный газ (до 30% СО) отделяют от колошниковой пыли и используют как топли­во в воздухонагревателях, коксовых печах, для нагрева металла перед прокатом.

ПРЯМОЕ ПРОИЗВОДСТВО ЖЕЛЕЗА ИЗ РУД

Это такой металлургический процесс, когда восстановление руды идет в твердом состоянии, минуя стадию получения чугуна. Полученное методом прямого восстановления губчатое железо перерабатывается в сталь в электродуговых печах. Прямое вос­становление железа осуществляется в шахтных и вращающихся печах, в реакторах с кипящим слоем. Сырьем служат окатыши с высоким содержанием железа, рудная мелочь, восстановителем - природный газ, жидкое и пылевидное твердое топливо. В России на базе Лебединского месторождения действует Оскольский электрометаллургический комбинат с прямым получением железа из руды по следующей схеме. Из рудника мелкораздроб­ленную и обогащенную руду по трубопроводу с водой подают на комбинат. Здесь руда отделяется от воды, смешивается со связую­щими веществами и небольшим количеством извести, во вращаю­щихся барабанах окусковывается в окатыши определенного раз­мера. Окатыши непрерывно загружают в верхнюю часть шахтного реактора (высота - 50 м, диаметр -8 м), в котором при 1000 - 1100 °С осуществляется противотоком восстановление предварительно нагретым и конвертированным природным газом (сме­сью водорода и оксида углерода). Из нижней части реактора не­прерывно отводятся восстановленные окатыши с 90-95% содер­жанием железа. Они поступают в дуговую электропечь для выплавки стали.

ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ

Передел чугуна в сталь заключается в уменьшении в нем угле­рода (окислением), в понижении в металле содержания крем­ния, марганца и других элементов, в возможно полном удалении серы и фосфора. В качестве окислителей используют кислород и оксиды железа. В настоящее время сталь выплавляют в марте­новских печах, кислородных конвертерах и электрических печах периодического действия.

Выплавка стали в мартеновских печах . Мартеновская печь (рис. 3) представляет собой ванную отражательную печь, в ко­торой используют регенерацию теплоты отходящих газов. Она состоит из свода 3, передних, задних и боковых стен, пода 4 и ре­генераторов 5 -8. В передней стенке расположены окна для за­грузки шихты, в задней - отверстие для выпуска стали и шла­ков, боковые отверстия служат для ввода газового топлива и воздуха и вывода продуктов горения с температурой 1600 °С. Для регенерации теплоты печь снабжена четырьмя камерами с насад­кой из огнеупорного кирпича. Через одну пару нагретых насадок 7, 8 в печь направляют газ и воздух, а через вторую проходят продукты горения, нагревающие насадку 5, 6. Затем потоки ме­няются. Исходными материалами для мартеновского процесса служат жидкий или твердый передельный чугун, металлолом (скрап), высококачественная железная руда и флюсы. Отапливается печь газообразным топливом. По окончании плавки в сильно разогретую печь загружают жидкий чугун, скрап, флюсы и руды. При высокой температуре металлолом плавится, кислород воздуха окисляет железо до оксида железа, одновременно высшие оксиды железа восстанавливаются железом:

2Fe + O 2 = 2FeO + 556 кДж

Fe 2 O 3 + Fe = 3FeO

Оксид железа (II), хорошо растворяясь в чугуне, окисляет растворенные в нем другие компоненты:

Si + 2FeO = SiO 2 + 2Fe + 264 кДж

Mn + FeO = MnO + Fe + 100 кДж

2P + 5FeO = P 2 O 5 + 5Fe + 199 кДж

Частично эти элементы окисляются и кислородом воздуха. Образующиеся оксиды SiO 2 , MnO, P 2 O 6 взаимодействуют с флюсами и превращаются в шлак. В шлак частично переходит сера, так как сульфид кальция нерастворим в металле:

СаО + FeS = FeO + CaS

С появлением над поверхностью металла шлака жидкий ме­талл изолируется от непосредственного действия кислорода, но процесс окисления не прекращается, а лишь замедляется. Со­держащийся в шлаке оксид FeO на поверхности окисляется в Fe 2 O 3 , который диффундирует через шлак к металлу, окисляя его. С рос­том температуры до 1600 °С и выше начинает интенсивно окислять­ся углерод:

FeO + С =± Fe + СО - 153 кДж

Процесс выделения из жидкого металла оксида углерода (II) называют «кипением» стали. После достижения в расплаве ус­тановленного содержания углерода шлак удаляют и вводят в сталь раскислители - ферросилиций или ферромарганец для восста­новления растворенной в стали FeO:

2FeO + Si = 2Fe + SiO 2

FeO + Mn = Fe + MnO

При необходимости в конце плавки вводят легирующие элементы. В связи с высокими технико-экономическими показателями переделки чугуна в сталь кислородно-конверторным способом, строительство новых мартеновских печей прекращено.

Выплавка стали в кислородных конвертерах . Применяемый ранее бессемеровский и томассовский конверторные способы пере­делки чугуна в сталь имели существенные недостатки - невоз­можность использования металлолома и низкое качество стали вследствие растворения в ней азота воздуха по сравнению с марте­новским методом. Замена воздуха на кислород дала возможность устранить эти недостатки, и в настоящее время прирост производ­ства стали происходит преимущественно за счет строительства высокопроизводительных и экономичных кислородных конвер­теров с основной футеровкой.

В России действуют глуходонные конвертеры с вве­дением технически чистого кислорода (99,5%) вертикально сверху через водоохлаждаемые фурмы. Кислородные струи под давлением 0,9-1,4 МПа пронизывают металл, вызывая его цир­куляцию и перемешивание со шлаком. При кислородно-конвер­торном способе передела чугуна в сталь протекают те же реакции, что и при мартеновском, но более интенсивно, что дает возможность вводить в конвертер металлолом, руду, флюсы. Плавка в конвер­тере длится 35-40 мин, а скоростная мартеновская плавка 6-8 ч. При равной производительности капитальные затраты на строи­тельство кислородно-конверторного цеха на 25-35% ниже, а себе­стоимость стали на 5-7% меньше, чем при мартеновском способе.

Выплавка стали в электропечах относится к электротермическим производствам. В электрических печах можно выплавлять стали практически любого состава, с добавлением легирующих элементов, с низким содержанием серы, в восстановительной, окислительной или нейтральной атмосфере, а также в вакууме. Электросталь от­личается низким содержанием газов и неметаллических примесей.

Качество стали, полученной любым из трех рассмотренных методов, может быть улучшено путем внепечного рафинирования. Наиболее широко распространены в производстве все три метода рафинирования: аргонно-кислородная продувка металла для вы­плавки нержавеющих сталей, вакуумная обработка жидкой стали для ее очистки от неметаллических включений и водорода, об­работка стали жидкими синтетическими шлаками (53% СаО, 40% А1 2 О 3 , до 3% SiO и до 1 % FeO).

Основная часть стали перерабатывается в изделия путем меха­нической обработки. Традиционная схема: разлив стали в чугун­ные формы - изложницы, кристаллизация в виде слитка, обрезка и зачистка слитка, превращение слитка в обжимных станах (блю­минг, слябинг) в заготовку, далее заготовка перерабатывается в изделия прокатом, штамповкой или ковкой. В настоящее время в металлургии все шире внедряется непрерывная разливка стали в специальных установках с превращением металла непосредственно в заготовку, а также точное (корковое) литье. Перспективным направлением развития металлургии стала порошковая металлургия, открывающая большие возможности для создания но­вых материалов, экономии металлов, энергии и повышения произ­водительности труда.

Металлургическая промышленность представлена черной и цветной отраслью. Эти две части составляют единый функционирующий организм и вместе являются базовой отраслью хозяйства страны, которые отличаются высокими показателями капиталоемкости и материалоемкости.

Цветная металлургия является одной из отраслей промышленной хозяйства страны, занимающаяся добычей недр, их обогащением и дальнейшей обработкой руд металлов (цветных, редких или благородных).

Характерные черты отрасли

Функциональные характеристики цветной металлургии обусловлены следующими ее отличительными чертами:

• Цветная металлургия имеет наибольшее потребление сырья и материалов среди прочих промышленных производств. Для обеспечения ее работы требуются значительные объемы сырья. В основном для переработки используется руда с низким содержанием ценных компонентов (от 0,3–0,5 до 2,1%). Исключение составляет обработка бокситов для создания алюминия.
• Эта отрасль имеет самые значительные показатели электро- и топливопотребления. Самыми энергопотребляемыми отраслями является индустрия свинца, никеля и кобальта.
• Для обеспечения бесперебойной работы предприятия цветной металлургии требуется большое число трудовых ресурсов, т. е. эта отрасль, в том числе, трудоемкая.

Добыча цветной металлургии это тяжелый трудозатратный процесс

• Предприятия этой производственной сферы в основном занимаются переработкой полиметаллических руд.
• Эта отрасль промышленности состоит из нескольких обязательных стадий. К ним относят этапы добычи рудного сырья, его обогащению, металлургический передел, дальнейшую переработку полученного металла. Только прохождение всех перечисленных этапов составляет полный производственный процесс (цикл).
• Предприятия отрасли цветной металлургии располагаются по географическому принципу в зависимости от месторасположения полезных ископаемых. В этом случае природно-сырьевой фактор служит решающим.
• Цветная металлургия считается одной из самых опасных в индустрии для окружающей среды. Ее деятельность связана с постоянными выбросами больших объемов отравляющих веществ.

Цветная металлургия

Отрасли цветной индустрии

Состав цветной металлургии, как сложноорганизованный производственный организм, включает 14 подотраслей.

Рассмотрим подробнее ее строение:

• Алюминиевая. Нуждается в высококачественном сырье в сравнении с другими ветками промышленности. Основой, обеспечивающей ее деятельность, служат бокситы. Эти сырьевые ресурсы в промышленных объемах распространены на Урале и Северо-Западе страны. На этих территориях и располагаются основные производственные мощности по их добыче и дальнейшей переработке.
• Медная. Заводы медной, как и алюминиевой, промышленности располагаются в непосредственной близости от месторождений полезных ископаемых. В нашей стране для производства меди добывают и используют сырье, называемое медным колчеданом. Основные залежи его находятся на территориях Урала. Вторым по величине месторождением принято считать Восточную Сибирь с ее медистыми песчаниками.
• Свинцово-цинковая. Предприятия этой отрасли находятся в непосредственной близости от месторождений полиметаллических руд. К таким территориям относят Кузбасс, Северный Кавказ, Дальневосточное Приморье и Забайкалье.
• Никель-кобальтовая. Эта подотрасль цветной индустрии занимается добычей и обогащением руд для дальнейшего производства кобальта и , драгоценных металлов, меди, строительных материалов и сопутствующей химической продукции. Территориально предприятия никель-кобальтовой промышленности находятся в Норильском районе, на Урале и низовьях Енисея.
• Золотодобывающая. Эта отрасль добычи и производства базируется на золотосодержащих рудах и песках. Основное ее назначение - создание драгоценных сплавов и металлов. А также в ведении золотодобывающей промышленности находится переработка драгметаллов.
• Титано-магниевая. Основное назначение этой подотрасли - добыча полезных ископаемых, их переработка и обогащение для создания титана, магния и прочих производных.
• Оловянная. Занимается добычей полезных ископаемых, дальнейшим обогащением руд с целью производства олова.
• Вольфрамо-молибденовая. Эта отрасль базируется на добыче и дальнейшем обогащении вольфрамо-молибденовых руд, их концентратов и производной продукции.
• Промышленность по добыче и производству редких металлов, материалов с полупроводниковыми свойствами.
• Сурьмяно-ртутная. Основное назначение этой отрасли - добыча руд (ртутных и сурьмяных) и их дальнейшее обогащение с целью создания ртути, сурьмы и производной продукции.
• Промышленность по обработке цветных металлов. Основное назначение этой составляющей - создание проката всех типов, труб из цветного металла и сплава.
• Промышленность по переработке вторичных цветных металлов. Основной вид деятельности этой индустрии заключается в сборе, переработке и изготовлению цветного металла из лома и различных отходов.
• Электродная. Основной род занятий электродной промышленности состоит в производстве электродной продукции из угля или графита.
• Промышленность жаропрочных, а также твердых и тугоплавких металлов.

Технологические этапы производства цветной металлургии

Цветная металлургия в процессе производства проходит несколько этапов, включаемых в единый цикл.

К технологии относят:

• Добыча производственного сырья.
• Подготовка сырья к его дальнейшей промышленной переработке, в том числе обогащение. Обогащение руд - необходимый процесс для изготовления концентрата. Обогащение предполагает дробление породы и дальнейшее ее разделение на пустую породу и ценные элементы. Полученный концентрированный продукт необходим для дальнейшего производства металла.
• Металлургический передел.Передел представляет собой такую обработку сырья, при которой на выходе получается полуфабрикат, используемый для дальнейшего использования. В процессе металлургического передела возможно изменить химический состав сырья, его физико-химические свойства, а также допустить переход из одного агрегатного состояния в необходимое другое. В цветной промышленности металлургический передел в основном связан с . Это плавка, его разливка, дальнейшее обжатие с целью создания проката.
• Обработка полученных сопутствующих отходов. Она подразумевает утилизацию или дальнейшую переработку. Из полученного шлака в дальнейшем можно получить продукцию или сырье для других видов промышленности.

Цветная металлургия находится в стадии своего развития. Основные направления, в которых ведется работа:

• улучшение качества выпускаемых изделий и сопутствующей продукции;
• снижение затрат, связанных с производством металлопродукции;
• соблюдение принципов экологической безопасности производства, совершенствование систем защиты окружающей среды;
• совершенствование ресурсосберегающей политики;
• повышение конкурентоспособности выпускаемой металлопродукции.

Около 70 элементов таблицы Д. И. Менделеева составляют цветные металлы, без которых немыслимо развитие отраслей промышленности. Цветные металлы широко различаются как по свойствам, так и по способам получения. Так, галлий и цезий имеют температуры плавления 29,8 и 28,5 °С соответственно, т. е. их можно расплавить в руке, а вольфрам плавится при температуре 3400 °С. Литий, имея плотность 0,53 г/см 3 , не тонет ни в бензине, ни в керосине, а плотность тантала составляет 26,6 г/см 3 . Для производства цветных металлов применяются пирометаллургия, гидрометаллургия, электролиз, как водных растворов, так и расплавленных солей.

Все цветные металлы делят на 5 групп:

1. Тяжёлые цветные металлы – это металлы, плотность которых превышает 7 г/см 3 . Типичные представители: медь (8,94 г/см 3), никель (8,92 г/см 3), свинец (11,34 г/см 3), цинк (7,14 г/см 3), олово (7,3 г/см 3) и др.

2. Легкие цветные металлы – алюминий (2,7 г/см 3), магний (1,74 г/см 3), кальций (1,55 г/см 3), барий (3,75 г/см 3), натрий (0,97 г/см 3), калий (0,86 г/см 3) и др.

3. Благородные металлы – золото, серебро, платина и и металлы платиновой группы.

4. Редкие металлы – это металлы, Кларк которых составляет 10 -10 (кларки элементов – числовые оценки среднего содержания химических элементов в земной коре, гидросфере, атмосфере. Введен А. Е. Ферсманом в честь американского геохимика Ф. У. Кларка). Типичные представители этой группы металлов:: титан, индий, рений, галлий, волфрам, литий, молибден и др.

5. Полупроводниковые металлы: селен, мышьяк, сурьма, германий и др.

Следует отметить, что приведенное деление условное. Так, например, титан и литий могут быть отнесены к легким металлам, а практически все полупроводниковые металлы – к редким.

2.1. Производство меди /Кнорозов, 1974 - с. 69/

Медь - один из важнейших металлов, относится к I – й группе Периодической системы; порядковый номер 29; атомная масса – 63,546; плотность – 8,92 г/см 3 . температура плавления – 1083 °С; температура кипения – 2595 °С. По электро­проводности она несколько уступает лишь серебру и является главным проводниковым материалом в элект­ро- и радиотехнике, потребляющих 40…50 % всей меди. Почти во всех областях машиностроения используются медные сплавы - латуни и бронзы. Медь как легирую­щий элемент входит в состав многих алюминиевых и других сплавов.

Мировое производство меди в капиталистических странах около 6-7 млн. т, в том числе вторичной меди около 2 млн. т. В СССР выплавка меди за каждое пя­тилетие увеличивался на 30…40 %.

Медные руды. Медь встречается в природе главным образом в виде сернистых соединений CuS (ковеллин), Cu 2 S (халькозин) в со­ставе сульфидных руд (85…95 % запасов), реже в виде окисных соединений Сu 2 О (куприт), углекислых соединений СuСО 3 · Сu(ОН) 2 - малахит 2СuСО 3 · Сu(ОН) 2 - азурит и само­родной металлической меди (очень редко). Окисные и углекислые соединения трудно поддаются обогащению и перерабатываются гидрометаллургическим способом.

Наибольшее промышленное значение в СССР имеют сульфидные руды, из которых получают около 80 % всей меди. Самыми распространенными сульфидными рудами являются медный колчедан, медный блеск и др.

Все медные руды являются бедными и обычно содер­жат 1…2 %, иногда меньше 1 % меди. Пустая порода, как правило, состоит из песчаников, глины, известняка, сульфидов железа и т. п. Многие руды являются ком­плексными - полиметаллическими и содержат, кроме меди, никель, цинк, свинец и другие ценные элементы в виде окислов и соединений.

Примерно 90 % первичной меди получают пирометаллургическим способом; около 10 %-гидрометаллур­гическим способом.

Гидрометаллургический способ состоит в извлечении меди путем ее выщелачивания (например, слабыми рас­творами серной кислоты) и последующего выделения металлической меди из раствора. Этот способ, применя­емый для переработки бедных окисленных руд, не по­лучил широкого распространения в нашей промышлен­ности.

Пирометаллургический способ состоит в получении меди путем ее выплавки из медных руд. Он включает обогащение руды, ее обжиг, плавку на полупродукт - штейн, выплавку из штейна черной меди, ее рафиниро­вание, т. е. очистку от примесей (рис. 2.1).

Рис. 2.1. Упрощенная схема пирометаллургического производства меди

Наиболее широко для обогащения медных руд при­меняется метод флотации. Флотация основана на раз­личном смачивании водой металлсодержащих частиц и частиц пустой породы (рис. 2.2).

Рис. 2.2. Схема флотации:

а – принципиальная схема механической флотационной машины (вариант);

б – схема всплывания частиц; 1 – мешалка с лопастями; 2 – перегородка;

3 – схема минерализованной пены; 4 – отверстие для удаления хвосты

(пустой породы); I – зона перемешивания и аэрации.

Обогащение медных руд . Бедные медные руды под­вергают обогащению для получения концентрата, содер­жащего 10…35 % меди. При обогащении комплексных руд возможно извлечение из них и других ценных эле­ментов.

В ванну флотационной машины подают пульпу - суспензию из воды, тонкоизмельченной руды (0,05…0,5 мм) и специальных реагентов, образующих на поверхности металлсодержащих частиц пленки, не сма­чиваемые водой. В результате энергичного перемеши­вания и аэрации вокруг этих частиц возникают пузырь­ки воздуха. Они всплывают, извлекая с собой металл­содержащие частицы, и образуют на поверхности ванны слой пены. Частицы пустой породы, смачиваемые водой, не всплывают и оседают на дно ванны.

Из пены фильтруют частицы руды, сушат их и полу­чают рудный концентрат, содержащий 10…35 % меди. При переработке комплексных руд применяют селектив­ную флотацию, последовательно выделяя металлсодер­жащие частицы различных металлов. Для этого подби­рают соответствующие флотационные реагенты.

Обжиг. Рудные концентраты, достаточно богатые медью, плавят на штейн «сырыми» - без предваритель­ного обжига, что снижает потери меди (в шлаке - при плавке, унос - с пылью при обжиге); основной недоста­ток: при плавке сырых концентратов не утилизируется сернистый газ SO 2 , загрязняющий атмосферу. При об­жиге более бедных концентратов удаляется избыток се­ры в виде SO 2 , который используется для производства серной кислоты. При плавке получают достаточно богатый медью штейн, произво­дительность плавильных пе­чей увеличивается в 1,5…2 раза.

Обжиг производят в вер­тикальных многоподовых цилиндрических печах (диа­метр 6,5…7,5 м, высота 9…11 м), в которых измельчен­ные материалы постепенно перемещаются механически­ми гребками с верхнего пер­вого пода на второй - ниже расположенный, затем на третий и т. д. Необходимая температура (850 °С) обес­печивается в результате го­рения серы (CuS, Cu 2 S и др.). Образующийся сернистый газ SO 2 направляется для производства серной кислоты.

Производительность печей невысокая - до 300 т ших­ты в сутки, безвозвратный унос меди с пылью около 0,5 %.

Новым, прогрессивным способом является обжиг в кипящем слое (рис. 2.3).

Сущность этого способа состо­ит в том, что мелкоизмельченные частицы сульфидов окисляются при 600…700 °С кислородом воздуха, посту­пающего через отверстия в подине печи. Под давлением воздуха частицы обжигаемого материала находятся во взвешенном состоянии, совершая непрерывное движение и образуя «кипящий» («псевдоожиженный») слой. Обожженный материал «переливается» через порог пе­чи. Отходящие сернистые газы очищают от пыли и на­правляют в сернокислотное производство. При таком обжиге резко повышается интенсивность окисления; производительность в несколько раз больше, чем в много­подовых печах.

Плавка на штейн . Плавку на штейн концентрата наиболее часто проводят в пламенных печах, работаю­щих на пылевидном, жидком или газообразном топливе. Такие печи имеют длину до 40 м, ширину до 10 м, пло­щадь подины до 250 м 2 и вмещают 100 т и более пере­плавляемых материалов. В рабочем пространстве печей развивается температура 1500…1600 °С.

При плавке на подине печи постепенно скапливается расплавленный штейн - сплав, состоящий в основном из сульфида меди Cu 2 S и сульфида железа FeS. Он обычно содержит 20…60 % Сu, 10…60 % Fe и 20…25 % S. В расплавленном состоянии (t Пл -950…1050 °C) штейн поступает на переработку в черновую медь.

Плавку концентратов производят также в электропечах, в шахт­ных печах и другими способами. Технически совершенная плавка в электропечах (ток проходит между электродами в слое шлака) на­шла ограниченное применение из-за большого расхода электроэнергии. Медные кусковые руды с повышенным содержанием меди и серы часто подвергают медносерной плавке в вертикальных шахтных пе­чах с воздушным дутьем. Шихта состоит из руды (или брикетов), кокса и других материалов. Выплавляемый бедный штейн с 8…15 % Сu обогащают повторной плавкой до 25…4 % Сu, удаляя избыток железа. Эта плавка экономически выгодна, так как из печных газов улавливают до 90 % элементарной серы руды.

Черновую медь вы­плавляют путем продув­ки расплавленного штей­на воздухом в горизон­тальных цилиндрических конверторах (рис. 2.4) с основной футеровкой (магнезит) с массой плавки до 100 т. Конвер­тор установлен на опор­ных роликах и может по­ворачиваться в требуемое положение. Воздушное дутье подается через 40- 50 фурм, расположенных вдоль конвертора.

Через горловину конвертора заливают рас­плавленный штейн. При этом конвертор поворачивают так, чтобы не были залиты воздушные фурмы. На поверхность штейна через горловину или специальное пневматическое устройство загружают песок - флюс для ошлакования окислов железа, образующихся при про­дувке. Затем включают воздушное дутье и поворачивают конвертор в рабочее положение, когда фурмы находятся ниже уровня расплава. Плотность штейна (5г/см 3) зна­чительно меньше удельного веса меди (8,9 г/см 3). Поэто­му в процессе плавки штейн доливают несколько раз: пока не будет использована вся емкость конвертора, рассчитанная на выплавляемую медь. Продувка воздухом продолжается до 30 ч. Процесс выплавки черновой меди из штейна делится на два периода.

В первом периоде происходит окисление FeS кис­лородом воздушного дутья по реакции

2FeS + ЗО 2 = 2FeO + 2SO 2 + Q.

Образующаяся закись железа FeO ошлаковывается кремнеземом SiO 2 флюса:

2FeO + SiO 2 = SiO 2 ∙2FeO + Q.

По мере необходимости образующийся железистый шлак сливают через горловину (поворачивая конвер­тор), доливают новые порции штейна, загружают флюс и продолжают продувку. К концу первого периода же­лезо удаляется почти полностью. Штейн состоит в ос­новном из Cu 2 S и содержит до 80 % меди.

Шлак содержит до 3 % Сu и его используют при плав­ке на штейн.

Во втором периоде создаются благоприятные усло­вия для протекания реакций

2Cu 2 S + ЗО 2 = 2Cu 2 O + 2SO 2 +Q;

Cu 2 S + 2Cu 2 O = 6Cu + SO 2 - Q,

приводящих к восстановлению меди.

В результате плавки в конверторе получается черно­вая медь. Она содержит 1,5…2 % примесей (железа, ни­келя, свинца и др.) и не может быть использована для технических надобностей. Плавку меди выпускают из конвертора через горловину, разливают на разливочных машинах в слитки (штыки) или плиты и направляют на рафинирование.

Рафинирование меди - ее очистку от примесей - проводят огневым и электролитическим способом.

Огневое рафинирование ведут в пламенных печах емкостью до 400 т. Его сущность состоит в том, что цинк, олово и другие примеси легче окисляются, чем са­ма медь, и могут быть удалены из нее в виде окислов. Процесс рафинирования состоит из двух периодов - окислительного и восстановительного.

В окислительном периоде примеси частично окисляются уже при расплавлении меди. После полного расплавления для ускорения окисления медь продувают воздухом, подавая его через погруженные в жидкий ме­талл стальные трубки. Окислы некоторых примесей (SbO 2 , PbO, ZnO и др.) легко возгоняются и удаляются с печными газами. Другая часть примесей образует окис­лы, переходящие в шлак (FeO, Аl 2 О з, Si0 2). Золото и серебро не окисляются и остаются растворенными в меди.

В этот период плавки происходит также и окисление меди по реакции 4Cu+O 2 =2Cu 2 O.

Задачей восстановительного периода являет­ся раскисление меди, т. е. восстановление Сu 2 0, а так­же дегазация металла. Для его проведения окислитель­ный шлак полностью удаляют. На поверхность ванны насыпают слой древесного угля, что предохраняет ме­талл от окисления. Затем проводят так называемое дразнение меди. В расплавленный металл погружают сначала сырые, а затем сухие жерди (шесты). В результате су­хой перегонки древесины выделяются пары воды и га­зообразные углеводороды, они энергично перемешивают металл, способствуя удалению растворенных в нем газов (дразнение на плотность).

Газообразные углеводороды раскисляют медь, на­пример, по реакции 4Cu 2 O+CH 4 =8Cu+CO 2 +2H 2 O (дразнение на ковкость). Рафинированная медь содер­жит 0,3…0,6 % Sb и других вредных примесей, иногда до 0,1 % (Au+Ag).

Готовую медь выпускают из печи и разливают в слитки для прокатки или в анодные пластины для последующего электролитического рафинирования. Чистота меди после огневого рафинирования составляет 99,5 … 99,7 %.

Электролитическое рафинирование обеспечивает по­лучение наиболее чистой, высококачественной меди. Электролиз проводят в ваннах из железобетона и дере­ва, внутри футерованных листовым свинцом или винипластом. Электролитом служит раствор сернокислой ме­ди (CuSO 4) и серной кислоты, нагретый до 60…65 °С, Анодами являются пластины размером 1х1 м толщиной 40…50 мм, отлитые из рафинируемой меди. В качестве катодов используют тонкие листы (0,5…0,7 мм), изго­товленные из электролитической меди.

Аноды и катоды располагают в ванне попеременно; в одной ванне помещают до 50 анодов. Электролиз ве­дут при напряжении 2…3 В и плотности тока 100… 150 А/м 2 .

При пропускании постоянного тока аноды постепенно растворяются, медь переходит в раствор в виде ка­тионов Си 2+ . На катодах происходит разрядка катионов Cu 2+ +2e → Cu и выделяется металлическая медь.

Анодные пластины растворяются за 20…30 суток. Катоды наращивают в течение 10…15 суток до массы 70…140 кг, а затем извлекают из ванны и заменяют но­выми.

При электролизе на катоде выделяется и растворяет­ся в меди водород, вызывающий охрупчивание металла. В дальнейшем катодную медь переплавляют в плавиль­ных печах и разливают в слитки для получения листов, проволоки и т. п. При этом удаляется водород. Расход электроэнергии на 1 т катодной меди составляет 200…400 кВт · ч. Электролитическая медь имеет чистоту 99,95 %. Часть примесей оседает на дне ванны в виде шлама, из которого извлекают золото, серебро и некото­рые другие металлы.

2.2. Производство алюминия /Солнцев, МиТКМ, с.44 /

В группу легких металлов, имеющих плотность меньше 5 г/см, входят Al, Mg, Ti, Be, Ca, В, Zn, К и др. Наибольшее промышленное применение из них имеют алюминий, магний, титан.

Алюминий является самым распространенным металлом в земной коре. Он преимущественно встречается в виде соединений с кислородом и кремнием алюмосиликатов. Для получения алюминия используют руды, богатые глиноземом AI2O3. Чаще всего применяют бокситы, в которых содержится, %: Аl 2 О 3 40-60, Fе 2 О 3 15-30,SiO 2 5-15,ТiO 2 2-4 и гидратной влаги 10-15.

Технологический процесс производства алюминия состоит из трех этапов: извлечение глинозема из алюминиевых руд, электролиз расплавленного глинозема с получением первичного алюминия и его рафинирование. Извлечение глинозема обычно производят щелочным способом, применяемым в двух вариантах: мокром (метод Байера) и сухом.

При мокром методе бокситы сушат, измельчают и загружают в герметические автоклавы с концентрированной щелочью, где выдерживают в течение 2-3 ч при температуре 150…250 °С и давлении до 3 МПа. При этом протекают реакции взаимодействия гидрооксида алюминия с едким натром:

AI 2 O 3 + ЗН 2 О + 2NaOH=Na 2 O AI 2 O 3 + 4Н 2 О.

Раствор алюмината натрия Nа 2 О· А1 2 О в виде горячей пульпы идет на дальнейшую переработку. Оксиды железа, титана и другие примеси, не растворяющиеся в щелочах, выпадают в осадок-шлам.

Кремнезем также взаимодействует со щелочью и образует силикат натрия: SiO 2 + 2NaOH = Na 2 O SiO 2 + 4Н 2 О, который, в свою очередь, взаимодействуя с алюминатом натрия, выпадает в осадок, образуя нерастворимое соединение Na 2 O· AI 2 O 3 ·2SiO 2 ·2Н 2 О.

Пульпа после фильтрации и разбавления водой сливается в отстойник, где из алюминатного раствора выпадает в осадок гидроксид алюминия:

Na 2 O· AI 2 O 3 + 4Н 2 О = 2NaOH + 2A1 (ОН) 3 .

Гидроксид алюминия фильтруют и прокаливают при температуре до 1200 °С в трубчатых вращающихся печах. В результате получается глинозем:

2А1(ОН) 3 = AI 2 O 3 + ЗН 2 О.

Сухой щелочной способ или способ спекания состоит в совместном прокаливании при температурах 1200…1300 °С смеси боксита, соды и извести, приводящем к образованию спека, в котором содержится водорастворимый алюминат натрия:

AI 2 O 3 + Nа 2 СО 3 =Na 2 O · AI 2 O 3 + СО 2 .

Известь расходуется на образование нерастворимого в воде силиката кальция СаО SiO2. Алюминат натрия выщелачивают из спека горячей водой и полученный раствор продувают углекислотой:

Na 2 O AI 2 O 3 + ЗН 2 О + СО 2 =2А1(ОН) 3 +Nа 2 СО 3 .

Осадок промывают и прокаливают, получая глинозем, как и в предыдущем способе.

Алюминий получают электролизом глинозема, растворенного в расплавленном криолите Na 3 AlF 6 . Этот метод был предложен в 1886 г. одновременно Ч.Холлом в США и П.Эру во Франции и применяется до сих пор почти без изменений. Криолит получают в результате взаимо­действия плавиковой кислоты HF с гидроксидом алюминия с последую­щей нейтрализацей содой:6HF + А1(ОН) 3 =Н 3 АlF 6 + ЗН 2 О;

H 3 AIF 6 + ЗNа 2 СО 3 =2Na 3 AlF 6 + ЗН 2 О + СО 2 -

Электролиз осуществляют в алюминиевой ванне-электролизере, схема которого приведена на рис. 2.5.

Рис. 2.5. Схема электролизера для производства алюминия:

1 - катодные угольные бло­ки; 2 - огнеупорная футеровка; 3 - стальной кожух; 4 - угольные плиты; 5 - жидкий алюми­ний; 6 - металлические стержни с шинами; 7 - угольный анод; 8 - глинозем; 9 - жидкий элект­ролит; 10 - корка затвердевшего электролита; 11 - катодная токо-подводящая шина; 12 - фундамент

Ванна имеет стальной кожух прямоугольной формы, а ее стену и подину изготавливают из угольных блоков, теплоизолированных шамотным кирпичом. В футеровку подины вмонтированы стальные катодные шины, благодаря чему угольный корпус ванны является катодом электролизера. Анодами служат самообжигающиеся, вертикально расположенные угольные электроды, погруженные в расплав. При электролизе аноды постепенно сгорают и перемещаются вниз. По мере сгорания они наращиваются сверху жидкой анодной массой, из которой при нагреве удаляются летучие и происходит ее коксование. Электролит нагревается до рабочей температуры 930-950 °С. Глинозем, расходуемый в процессе электролиза, периодически загружают в ванну сверху. Благодаря охлаждению воздухом на поверхности образуется корка электролита. На боковой поверхности ванны образуется затвердевающий слой электролита (гарнисаж), пре­дохраняющий футеровку от разрушения и теплоизолирующий ванну.При высокой температуре глинозем AI 2 O 3 , растворенный в электролите, диссоциирует на ионы: А1 2 О 3 =2А1 3+ + O 2- На поверхности угольной подины, являющейся катодом, ионы восстанавливаются до металла: 2Al 3+ +6e=2al

По мере уменьшения содержания глинозема в электролите его периодически загружают в ванну электролизера. Жидкий алюминий скапливается на подине электролизера и периодически удаляется с помощью вакуумных ковшей.

Кислородные ионы разряжаются на угольном аноде: 3O 2- 6e= 3/2O 2 , окисляют анод, образуя СО и СО 2 , которые удаляются вентиляционными устройствами. Электролизные ванны соединяют последовательно в серии из 100-200 ванн.

Первичный алюминий, полученный в электролизной ванне, загрязнен примесями Si, Fe, неметаллическими включениями (AI 2 O 3 ,С), а также газами, преимущественно водородом. Для очистки алюминия его подвергают рафинированию либо хлорированием, либо электролитиче­ским способом.

Более чистый алюминий получают электролитическим рафинированием, где электролитом являются безводные хлористые и фтористые соли. В расплавленном электролите алюминий подвергают анодному растворению и электролизу. Электролитическим рафинированием получают алюминий чистотой до 99,996 %,потребляемый электрической, химической и пищевой промышленностью. Еще более чистый алюминий(99,9999 %)можно получить зонной плавкой. Этот способ дороже электролиза, мало производителен и применяется для изготовления

небольших количеств металла в тех случаях, когда необходима особая чистота, например для производства полупроводников.

Цветная металлургия – отрасль тяжелой индустрии, производящая конструкционные материалы. Она включает в себя добычу, обогащение металлов, передел цветных, производство сплавов, проката, переработку вторичного сырья, а также добычу алмазов. В бывшем СССР производилось 7 млн. тонн цветных металлов.

Развитие НТП требует увеличение производства прочных, пластичных, стойких против коррозии, легких конструкционных материалов (сплавы на основе алюминия и титана). Они широко используются в авиационной, ракетной промышленности, в космических технологиях, в судостроении, в производстве оборудования для химической промышленности.

Медь широко используется в машиностроении и электрометаллургии, как в чистом виде, так и в виде сплавов – с оловом (бронза), с алюминием (дюралюминий), с цинком (латунь), с никелем (мельхиор).

Свинец используется в производстве аккумуляторов, кабелей, в атомной промышленности.

Цинк и никель используются в черной металлургии.

Олово используется при производстве белой жести и подшипников.

Благородные металлы обладают высокой пластичностью, а платина – тугоплавкостью. Поэтому они широко применяются при изготовлении ювелирных изделий и техники. Без солей серебра невозможно изготовить кино- и фотопленку. По физическим свойствам и назначению цветные металлы можно условно поделить на 4 группы.

Классификация цветных металлов:

Основные

тяжелые – медь, свинец, цинк, олово, никель

легкие – алюминий, титан, магний

малые – мышьяк, ртуть, сурьма, кобальт

Легирующие – молибден, ванадий, вольфрам, кремний

Благородные – золото, серебро, платина

Редкие и рассеянные – галлий, селен, теллур, уран, цирконий, германий

Отрасли цветной металлургии:

свинцово-цинковая металлургия тяжелых металлов

никель-кобальтовая

оловянная

алюминиевая

титаномагниевая металлургия легких металлов

Цветные металлы обладают прекрасными физическими свойствами: электропроводимостью, ковкостью, плавкостью, способностью образовывать сплавы, теплоемкостью.

По стадиям технологического процесса цветная металлургия делится на:

Добычу и обогащение рудного сырья (ГОК – горно-обогатительные комбинаты). ГОК базируются у источников сырья, т. к. для производства одной тонны цветного металла в среднем требуется 100 тонн руды.

Передельную металлургию. В передел поступают обогащенные руды. У сырья базируется производства, связанные с медью и цинком. У источников энергии – производства, связанные с алюминием, цинком, титаном, магнием. У потребителя – производства, связанные с оловом.

Обработка, прокат, производство сплавов. Предприятия базируются у потребителя.

Россия обладает многими видами цветных металлов. 70% руд цветных металлов добывается открытым способом.

Специфика руд цветных металлов состоит в:

а) в их сложном составе (многокомпонентности)

б) в низком содержании полезных компонентов в руде – всего несколько %, иногда и доля %:

медь – 1-5%

цинк – 4-6%

свинец – 1,5%

олово – 0,01-0,7%

Для получения 1 тонны медного концентрата используется 100 тонн руды, 1 тонны никелевого концентрата – 200 тонн, оловянного концентрата – 300 тонн.

Все руды предварительно обогащаются на ГОКах и в металлургическом переделе. Там производятся концентраты:

медь – 75%

цинк – 42-62%

олово – 40-70%

Вследствие значительной материалоемкости цветная металлургия ориентируется на сырьевые базы. Поскольку руды цветных и редких металлов обладают многокомпонентным составом, то практическое значение имеет комплексное использование сырья. Комплексное использование сырья и утилизация промышленных отходов связывает цветную металлургию с другими производствами. На этой основе формируются целые промышленные комплексы, например, Урал. Особый интерес представляет комбинирование цветной металлургии и основной химии. При использовании сернистых газов в промышленности производятся цинк и медь.

Факторы размещения:

сырьевой – медь, никель, свинец

топливно-энергетический – титан, магний, алюминий

потребительский – олово

Металлургия тяжелых металлов (медь, никель, цинк, олово, свинец).

Для руд тяжелых металлов характерно малое содержание металла в единице руды.

Медная промышленность.

Медная промышленность приурочена к районам сырья из-за низкого содержания в концентрате, кроме рафинирования чернового металла. Основные типы руд:

медные колчеданы – сосредоточены на Урале. Красно Уральск (Свердловская область), Ревда (Свердловская область), Гай (очень высокое содержание металла – 4%), Сибай, Баймак.

медно-никелевые. Талнахское (север Красноярского края). На нем базируется Норильский комбинат

медистые песчаники. Перспективное месторождение – Удоканское в Читинской области севернее г. Гары.

В качестве дополнительного сырья используются медно-никелевые и полиметаллические руды (из них получают медь в виде штейна).

Производство меди распадается на 2 цикла:

производство черновой медь (штейна)

производство рафинированной меди (очищение методом электролиза)

Медеплавильные заводы находятся на:

Урале: Красно Уральск, Кировоград, Ревда, Медногорск, Карабаш.

Электролитные заводы:

Кыштым, Верхняя Пышма.

На Урале широко развита утилизация производственных отходов для химических целей: Красно Уральск, Ревда. После обжига цинка и меди получают сернистые газы. На основе сернистых газов получают серную кислоту, с помощью которой на основе привозных апатитов Кольского п-ова производят фосфатные удобрения.

Медь вместе с никелем производится в Норильске на базе Танахского месторождения.

Казахстан. Джезказган, Коунрад, Саяк (Джезказганская область), Бозшакуль (в Павлодарской области).

Медеплавильные заводы – Балхаш, Джезказган. Иртышский в г. Глубокое (Восточно-Казахстанская область) использует полиметаллические и медно-никелевые руды.

Узбекистан. Алмалык – медеплавильный завод + месторождение.

Никеле -кобальтовая промышленность (производство никеля).

Она тесно связана с источниками сырья из-за низкого содержания металла в руде. В России – два типа руд:

сульфидные (медно-никелевые) – Кольский полуостров (г. Никель), Норильск

окисленные руды на Урале

Предприятия:

Урал – Реж (северней Екатеринбурга), Верхний Уфалей (севернее Челябинска), Орск

Норильск

Мончегорск, “Североникель” (используются руды Собелевского месторождения) - Мурманская область

Свинцово-цинковая промышленность.

Она использует полиметаллические руды. В целом приурочена к руде. Свинцово-цинковые концентраты обладают высоким содержанием полезного компонента (до 62%), а, стало быть, транспортабельны, поэтому обогащение и металлургический передел отрываются друг от друга в отличие от медной промышленности. Так, производство цинка в Челябинске основано на привозных концентратах из Восточной Сибири и Дальнего Востока.

Свинцово-цинковая промышленность выделяется утилизацией отходов в химических целях. Путем электролиза раствора сернокислого цинка получают серную кислоту, которую можно также производить из сернистых газов, получаемых при обжиге цинковых концентратов. Месторождения:

Садонское (Северная Осетия)

Салаир (Кемеровская область)

Нерчинские месторождения (Читинская область)

Дальнегорское (Приморский край)

Предприятия:

Совместное производство свинца и цинка на местном месторождении предприятие “Садонское” в г. Владикавказ

Производство цинка из привозных концентратов – Челябинск (дешевая электроэнергия - ГРЭС), Белово (на основе Салаирского месторождения). Перевозки на дальние расстояния возможны из-за высокого содержания цинка в концентрате – до 62%. Завозится сырье из Нерчинского месторождения

Производство металлического свинца – Дальнегорск (Приморский край)

Казахстан. Месторождения:

Заряновское (В-К область)

Лениногорское (В-К область)

Тэкэли (Талды-Курганская область)

Ачисай (Чимкентская область)

Предприятия:

Совместное производство свинца и цинка – Лениногорск (В-К область), Усть-Каменогорск (В-К область)

Производство свинца – Чимкент

Украина. Производство цинка из привозных Садонских концентратов – Константиновка. Донбасс - электроэнегия

Киргизия. Актюз – добыча и обогащение полиметаллических руд

Таджикистан. Кансай – добыча и обогащение руд

Оловодобывающая промышленность.

Месторождения:

Шерловская гора (Читинская область)

Хабчеранга (Читинская область)

ЭСЕ-Хайя – в бассейне р. Лена (республика Саха)

Облучия (Еврейская автономная область)

Солнечный (Комсомольск-на-Амуре)

Кавалерово (Хрустальное) – Приморский край

Оловодобывающая промышленность разобщена по стадиям технологического процесса. Металлургический передел не связан с источниками сырья. Он ориентируется на районы потребления готовой продукции : Москва, Подольск, Кольчугино (север Владимирской области), Санкт- Петербург или расположены на путях следования концентратов : Новосибирск. Это обусловлено тем, что добыча сырья рассредоточена по мелким месторождениям, а концентраты обладают большой транспортабельностью (содержание концентрата – до 70%).

Металлургия легких металлов (алюминий, титан, магний).

Алюминиевая промышленность.

Производство алюминия распадается на два цикла :

получение глинозема (окись алюминия). Одновременно получают соду, цемент, т. е. происходит комбинирование химической промышленностью с производством стройматериалов. Производство глинозема, будучи материалоемким производством, тяготеет к сырью.

Налоги и платежи