Металургія кольорових металів

МЕТАЛУ́РГІЯ КОЛЬОРО́ВИХ МЕТА́ЛІВ — комплекс технологічних процесів, за допомогою яких із кольорових металічних корисних копалин і допоміжних матеріалів отримують незалізні метали. У складі М. к. м. роз­різняють: металургію важких (зокрема міді, нікелю, свинцю, цинку, олова); легких (алюмінію, магнію, літію, берилію, кальцію, стронцію, натрію, калію, барію); благородних (золота, срібла, платини та її супутників); малих (вісмуту, стибію, ртуті, кадмію, мишʼяку, кобальту) і рідкісних, зокрема легких (рубідію, цезію), тугоплавких (титану, цирконію, гафнію, ванадію, ніобію, танталу, молібдену, вольфраму), роз­сіяних (галію, індію, талію, германію, селену, телуру, ренію), рідкісноземельних (лантаноїдів), радіо­актив. (урану та торію) металів. Вони базуються на теорії металург. процесів, що ви­вчає їхні заг. закономірності, та на практиці металург. виробництва (див. Кольорова металургія).

Археол. дослідж. засвідчують, що мідь людство на­вчилося вилучати з руди ще в 7–6 тис. до н. е. Пром. значе­н­ня мають мінерали міді: азурит, малахіт, халькозин, халькопірит, ковелін. Мідні руди спочатку збагачують, потім плавлять (див. Електрометалургія), унаслідок знач. спорідненості міді з сіркою, а компонентів пустої породи та заліза з киснем мідь лишається у сульфід. роз­плаві (шихті), а оксиди утворюють шлак (у нього менша щільність, тому він легко від­діляється від роз­плаву). У шихті мідь міститься у ви­гляді сульфідів, основу яких становлять Сu₂S і FеS. На поверх­ню рідкого шлаку в спец. конверторах вдувають повітря, окислюючи сульфід заліза. Для сполуча­н­ня оксидів заліза в конвертор додають кварц. Реакція — утворе­н­ня чорнової міді (97–99 % Сu): Сu₂S + О₂ = 2Сu + SO₂. Її роз­ливають у форми, а при рафінуван­ні (найчастіше електролітич.) з неї вилучають цінні метали-супутники, зокрема й золото, срібло, вісмут, нікель, кобальт, цинк, селен і телур. Чистота електролітич. міді сягає 99,98 %. Гол. мінерали, що містять нікель: бунзеніт, герсдорфіт, мілерит, нікелін. Окислені нікелеві руди пере­робляють на штейн (легкоплав. напів­продукт, збагачений нікелем) у шахт. печах і на феронікель у руднотерміч. плавил. агрегатах. Для плавле­н­ня використовують пірит, гіпс, вапняк і кокс. Під час на­гріва­н­ня пірит роз­кладається на сульфід заліза та сірку. З гіпсу під час на­гріва­н­ня у шахт. печі спочатку видаляють вологу, а потім зневоднений сульфат кальцію від­новлюють оксидом вуглецю до сульфіду. Сульфіди заліза та кальцію, взаємодіючи з силікатом нікелю, в штейні утворюють сульфіди нікелю. Силікати заліза та кальцію пере­ходять у шлак, а NiS при високій т-рі утворює у штейні стійкішу сполуку Ni₃S₂. При цьому від­бувається від­новле­н­ня нікелю та заліза за реакціями: NiO + СО = Ni + СO₂; 3Fе₂O₃ + СО = 2Fе₃O₄ + СO₂; Fе₃O₄ + СО = 3FеО + СO₂; FеО + СО = Fе + СО. Чистий нікель отримують електролізом із чорнового. Виплавле­н­ня свинцю — один із перших металург. процесів, ві­домих людству. Пром. значе­н­ня мають мінерали свинцю: церусит, галеніт, англезит. Під час на­гріва­н­ня лише до 320 °С церусит роз­падається на СO₂ і РbО. Оксид свинцю при т-рі 400–500 °С від­новлюють вугі­л­лям до металу. Більш складнішим є процес пере­робле­н­ня галеніт. руди (див. Свинцеві руди), яку спочатку збагачують пін­ною флотацією, а потім на­грівають у печі з коксом і вапняком. Реагуючи з киснем, що вдувають із повітрям у піч, окислюються домішки, а сульфід свинцю пере­творюється на оксид, що також під час контактува­н­ня з роз­печеним вугі­л­лям від­новлюють до металу. Потім здійснюють елеролізне видале­н­ня домішок зі свинцю. Сировиною для виробництва цинку є флотац. сульфідні концентрати (цинк міститься у ви­гляді мінералу ZnS) та багаті окислені руди (карбонату ZnCO₃ та склад. силікату Zn₄Si₂O₇(OH)₂∙H₂O; див. Цинкові руди). Пере­робле­н­ня цинк. концентрату (48–58 % Zn) роз­починають з обпалюва­н­ня, в процесі якого утворюється оксид цинку (потім від­новлюють піро- (див. Пірометалургія) і гід­ро­металург. способами) та газ SO₂ — сировина для виробництва сірчаної кислоти. Осн. мінерал для отрима­н­ня олова — каситерит. Олово виробляють з концентрату, що містить 45–75 % Sn, від­новлювал. плавле­н­ням у електротерміч., від­бивал., барабан. обертал. та ін. печах. Як від­новлювач використовують кокс або вугі­л­ля, як флюс — вапно чи вапняк. При т-рі 500–600 °С олово від­новлюють оксидом вуглецю.

У природі оксид алюмінію (Аl₂O₃) трапляється у вільному стані у ви­гляді мінералів корунду, рубіну та сапфіру. Для металургії як алюм. руду пере­важно використовують гірську породу боксит, а також породо­утворювал. мінерал нефелін. Початк. матеріалом для виробництва алюмінію слугує глинозем, що отримують унаслідок склад. хім. пере­робле­н­ня бокситів. Із глинозему алюміній вилучають у спец. агрегатах — електролізерах (див. Алюмінієва промисловість). Електроліт складається з роз­плаву кріоліту Nа₃АlF₆ та оксиду алюмінію. Евтектична температура в цій системі 937 °С. Струм до електродів, що виготовляють з нафт. коксу, під­водять за допомогою шин — плоских проводів прямокут. пере­різу. Катодами є блоки з коксу, якими встелено дно та стінки ванни. Аноди закріплюють на рухомій рамі, що автоматично опускається від­повід­но до згора­н­ня. Аl₂О₃ дисоціює на катіони Аl³⁺ й аніони О^2-. Катіони спрямовуються до катода, де роз­ряджаються (Аl³⁺ + 6е = 2Аl). У процесі роз­рядже­н­ня аніонів кисню на аноді утворюється вільний кисень, що від­разу реагує з вуглецем. Рідкий алюміній, що збирається на дні ванни, періодично виливають через похилий канал. Зі знач. кількості мінералів, що містять магній, початк. сировиною для отрима­н­ня металу (пере­важно електролізом) є карналіт (див. також Магнієві руди). Спочатку в печах при т-рі 120–140 °С видаляють осн. кількість гігро­скопіч. і кри­сталізац. води. Твердий обгрудк. залишок плавлять в електропечах при т-рі 750–800 °С до повного видале­н­ня вологи. Для електролізу роз­плавлений карналіт заливають у ванни — прямокутні коробки зі сталевих листів, футерованих шамотом. У ван­нах встановлені графіт. аноди та сталеві катоди з товтих листів. Після включе­н­ня по­стій. струму іони натрію, калію, магнію та хлору пере­міщуються до катода й анода. При цьому на катоді роз­ряджаються лише іони магнію, оскільки потенціал роз­ряджа­н­ня іонів натрію та калію значно вищий. Ві­домо бл. 150 мінералів, що містять літій; з них пром. значе­н­ня мають сподумен, лепідоліт, цинвальдит, петаліт, амблігоніт (див. також Літієві руди). Унаслідок високої спорідненості з киснем і галогенами літій отримують електролізом роз­плавлених середовищ або металотерміч. від­новле­н­ням (див. Металотермія) з пере­ганя­н­ням. Електроліз проводять в електроліті з суміші LiСl + КСl (1 : 1 за масою) при т-рі 400–460 °С. Електролізери за кон­струкцією подібні до при­строїв, що за­стосовують для виробництва магнію. Рідкий літій, що виділяється на катоді, спливає на поверх­ні електроліту. Серед мінералів, що містять берилій, пром. значе­н­ня мають берил, хризоберил, фенакіт, гельвін, бертрандит, даналит. Берилієві руди важко збагачувати (ВеО 0,03–2 %). Пром. спосіб електролітич. отрима­н­ня берилію ґрунтується на викори­стан­ні хлорид. електроліту — суміші ВеСl₂ і NaСl (1 : 1 за масою). Електроліз проводять при низькій т-рі (бл. 350 °С). Берилій осаджується на стінках катода лускуватої форми — нікелевого тигля, що потім у гарячому стані витягають з ванни, промивають і сушать. Лускуватий берилій пресують в брикети, що пере­плавляють у вакуум. печі в тиглях з оксиду берилію (див. Металургія вакуумна). Кальцій дуже поширений у природі у ви­гляді СаСО₃ (кальцит, крейда, мармур), СаSO₄∙2Н₂O (гіпс), СаF₂ (флюорит) і Са₅(РO₄)3F (фторапатит). Для отрима­н­ня метал. кальцію у промисловості використовують 2 методи: електроліз роз­плавленого хлориду кальцію у ван­нах «катода дотику» та «з рідким катодом»; металотермія оксиду кальцію метал. від­новниками. Осн. пром. метод виробництва метал. стронцію — термічне від­новле­н­ня його оксиду алюмінієм. Стронцій отримують в електровакуум. установках, що до­зволяють по­єд­нувати процеси від­новле­н­ня та дис­тиляції металу, здійснювати плавле­н­ня та роз­лива­н­ня. Оксид стронцію (96–98 % SrO), що утворюється внаслідок терміч. роз­кла­да­н­ня ніт­рату чи карбонату стронцію, по­дрібнюють і змішують із порошкоподіб. алюмінієм у моляр. спів­від­ношен­ні Sr : Al = 2 : 1. Шихту пресують у брикети й завантажують в установку. Попередньо вакуумов. піч на­грівають до температури 1150–1200 °С, при цьому шихта дегазується. Реакція від­новле­н­ня оксиду стронцію алюмінієм: 4SrO + 2Аl → 3Sr + SrO∙Аl₂О₃. Подальше на­гріва­н­ня у вакуумі призводить до сублімації стронцію та осадже­н­ня його на стінках конденсатора. Потім піч заповнюють аргоном. Для роз­плавле­н­ня стронцію зону конденсації на­грівають до 850–900 °С. Осн. мінерали, що містять натрій: галіт (див. Камʼяна сіль), мірабіліт, трона. У промисловості найпоширеніший метод отрима­н­ня натрію — електроліз роз­плавленої камʼяної солі. При цьому на аноді виділяється хлор, а на катоді — натрій. Т-ри плавле­н­ня NaCl (801 °С) і кипі­н­ня натрію (882,9 °С) є близькими, тому додають ін. солі (КCl, NaF, СаСl₂). Такі суміші плавляться при т-рі нижчій 600 °С. Гол. мінерали калію: сильвін, сильвініт, карналіт, кан­ніт. У промисловості метал. калій вилучають у невеликих кількостях унаслідок дії на роз­плавлені КОН або КCl метал. натрієм. Цей процес потребує температури 450 °С, його виконують у спец. апаратах з нікелю. При т-рі бл. 1000 °С калій можна витіснити кальцієм. Практ. значе­н­ня з небагатьох мінералів барію мають барит і більш рідкісніший вітерит. Барій отримують від­новле­н­ням оксиду барію алюмінієм у вакуумі при т-рі 1200 °С. Після сублімації домішок залишається не більше 1∙10^-4 %.

Пром. інтерес викликають як корін­ні родовища золота, так і роз­сипища. Пром. значе­н­ня мають руди (див. Золоті руди і роз­сипища, Золото самородне), що містять понад 2 г золота на 1 т руди. У природі самородне срібло (з домішками золота, ртуті та стибію; ві­домі самородки масою 13,5 т) та його власні мінерали (сріб. блиск і рогове срібло) рідкісні (див. також Срібні руди). Після по­дрібне­н­ня та збагаче­н­ня рудних порід золото і срібло видобувають унаслідок ціанува­н­ня. Отримані осади пере­плавляють у злитки, водночас очищуючи їх від домішок. Осн. масу срібла та значну частку золота видобувають як побічні продукти при пере­роблен­ні поліметалевих, мідних, свинцевих і цинк. руд. Платина та платинові метали (рутеній, родій, паладій, осмій, фридій) є найменш поширеними у природі, унаслідок мізер. хім. активності найчастіше трапляються у самород. стані — пере­важно у ви­гляді як платин. сплавів, так і у сплавах з ін. металами. Гол. джерелом для вилуче­н­ня платино­їдів є сульфідні поліметал. руди, зокрема й мідно-нікелеві. Сировина для отрима­н­ня чистих платин. металів: самородна та шихт. платина; осмістий іридій; анод. шлам — мулоподібні осади, що накопичуються на дні ванн під час пере­плавля­н­ня сульфід. поліметал. руд. Роз­діле­н­ня платин. металів є досить склад. процесом через значну схожість їхніх хім. властивостей. Самородну платину, платин. шліхи та брухт обробляють при на­гріван­ні цар. водою (суміш концентрованих ніт­рат. і хлорид. кислот). Нерозчин. у цар. воді залишок складається з осмістого іридію, хроміду залізняку, кварцу та ін. мінералів. Із роз­чину хлоридом амонію осаджують платину у ви­гляді (NH₄)₂[PtCl₆]. Щоб в осад разом із платиною не випав іридій (ін. платин. метали хлоридом амонію не осаджують), перед цим унаслідок додава­н­ня цукру від­новлюють Ir⁺⁴ до Ir⁺³. Хлорплатинат амонію від­фільтровують, промивають, висушують і пропікають. Губчасту платину пресують, а потім роз­плавляють у киснево-водневому полумʼї чи у високочастот. індукцій. печі. Після металург. пере­робле­н­ня сульфід. мідно-нікелевих руд платин. метали пере­ходять у т. зв. чорнові метали та мідь. Електролітич. рафінува­н­ням благородні метали осаджують на дні ванни у ви­гляді шламу, що афінують.

Осн. мінерали вісмуту: вісмутин, вісмут. вохра, вісмутит і самород. нікель. У рудних родовищах цей метал часто є супутником свинцю, цинку, міді, олова, вольфраму та молібдену. 85–90 % вісмуту отримують як додатк. продукт у свинцевому, мідному та оловʼяному виробництвах. Після збагаче­н­ня вісмутвміс. руд отримують 10–65-від­сотк. концентрати, що пере­робляють пірометалург. методами, зокрема й лужно-реакцій. плавле­н­ням. Процес здійснюють при т-рі 600–700 °С. Вилуче­н­ня чорнового вісмуту з 18–40-від­сотк. концентрату досягає 98–99 %. Осн. домішки (свинець, мідь, стибій, мишʼяк, телур, срібло) видаляють вог­невим рафінува­н­ням. З-понад 70-ти мінералів стибію лише ан­тимоніт і тетраедрит мають пром. значе­н­ня. Вміст стибію в рудах пере­важно становить 2–9 %. Після флотац. збагаче­н­ня отримують 25–65-від­сотк. концентрати, що пере­робляють осаджувал. або осаджувал.-від­нов. плавле­н­ням. Від­новле­н­ня здійснюють у від­бив., шахт. або електротерміч. печах. Вилуче­н­ня чорнового стибію досягає 80–85 %. Потім здійснюють рафінува­н­ня. Для видале­н­ня, напр., заліза чорновий метал плавлять при т-рі 1100–1200 °С з сульфід. стибієвим концентратом, сульфатом натрію чи їх суміш­шю. Для напів­провід­ник. техніки стибій очищають до вмісту осн. речовини 99,99–99,9999 % унаслідок низки хім. операцій і зон­ного плавле­н­ня. Найчистіший стибій вдалося отримати методом дис­тиляції. Вміст ртуті в земній корі 7∙10^-6 %. Осн. ртутна руда — мінерал кіновар (типові супутники ртуті — стибій і мишʼяк). Самородна ртуть трапляється рідко та не має пром. значе­н­ня. Під час металург. пере­робле­н­ня здійснюють обпалюва­н­ня (при т-рі від 400 до 900 °С у трубчастих, багатопод., муфел. та ін. печах), що полягає у дисоціації кіноварі й окислен­ні парів сірки, та пере­ганя­н­ня ртуті, що виділяється. Очищені від пилу випалювал. гази, що на­гріті до температури 200–350 °С і містять 2–20 г/м³ ртуті, надходять у трубчасті конденсатори з зовн. повітряно-водяним охолодже­н­ням. Оскільки неможливо ідеально від­ділити пари ртуті від ін. компонентів пилегаз. суміші, то 10–40 % ртуті виділяється в конденсаторах у ви­гляді тонкодис­перс. маси — ступи, що додатк. обробляють. Ртуть високої якості отримують методами озонува­н­ня, дис­тилюва­н­ня у вакуумі чи в середовищі інерт. газу, електролізу та ін. Кадмій вилучають попутно при пере­роблен­ні цинк. (85–90 %), свинцевих і мідно-цинк. концентратів. Залежно від властивостей сировини за­стосовують гід­ро­металург. або комбінов. способи отрима­н­ня кадмію. Вилуговува­н­ня мідно-кадмієвих кеків здійснюють від­працьованим цинк. електролітом або сірчаною кислотою. При цьому змішувачі обладнують герметич. кришками з від­смоктувачами для унеможливле­н­ня отрує­н­ня мишʼяковистим воднем. Спочатку роз­чиняється цинк, потім — кадмій, остан­ньою — мідь, що слугує важливим показником у кадмієвому виробництві. Пере­плавля­н­ня та рафінува­н­ня чорнового кадмію здійснюють при т-рі 400–500 °С у чавун. або сталевих електр. котлах ємністю 1,0–2,0 т. Для видале­н­ня 0,05–0,6 % нікелю в роз­плавлену ванну з кадмієм додають алюміній, що при т-рі 650–680 °С утворює з нікелем хім. сполуки, що спливають на поверх­ню. Самород. мишʼяк трапляється у природі досить рідко. Зі 120 мінералів, що його містять, найпоширеніші арсенопірит, аурипігмент і реальгар. Сульфідні поліметал. руди обпалюють, закачуючи повітря, унаслідок чого сульфід пере­ходить в оксид. Від­новле­н­ня вільного мишʼяку здійснюють унаслідок на­гріва­н­ня оксиду з дерев. вугі­л­лям. Осн. мінерали, що містять кобальт (у природі завжди трапляється з нікелем): кобальт. колче­дан, кобальтин, анальтин (див. також Кобальтові руди). Після видале­н­ня з поліметал. руд металу, що пере­важав, здійснюють вилуче­н­ня кобальту. Оксид кобальту та без­сірчистий від­новлювач (зламки графіту, нафт. кокс) завантажують у гарячу піч порційно. Плавле­н­ня виконують при т-рі 1600–1700 °С. У процесі вилуче­н­ня кобальту також додають алюміній, кремній і вапняк. шлак.

Під час виробництва рідкісних металів вагоме значе­н­ня має збагаче­н­ня руд, оскільки вони пере­важно бідні. Спочатку вилучають чисті хім. сполуки (оксиди, солі), що слугують початк. матеріалом для виробництва, а потім отримують від­повід. рідкіс. метал. Їх від­новлюють з водного роз­чину цементацією чи електролізом (галій, індій, талій, германій, реній, селен, телур); з оксидів або галогенідів воднем, оксидом вуглецю чи вуглецем при під­вищених т-рах (вольфрам, молібден, реній, германій, ніобій, тантал); з оксидів або солей металами чи електролізом у роз­плавлених середовищах (тантал, ніобій, ванадій, талій, цирконій, літій, берилій, рідкісноземел. метали, торій, уран). Таким чином, лише декілька металів можна виділити тільки без­посередньо з водних роз­чинів їхніх солей; ін. метали отримують пірометалург. методами або електролізом у роз­плавлених середовищах. Тугоплавкі метали пере­важно вилучають у ви­гляді порошку або пористої маси, що пере­творюють на компактні метали унаслідок дугового чи електрон­но-променевого плавле­н­ня, чи методом порошк. металургії.

Завантажити статтю