Цветные металлы обладают рядом характерных только для них свойств, определяющих применение их в машино- и приборостроении, несмотря на то, что встречаются они в природе гораздо реже, чем железо. Это и высокие тепло- и электропроводность, хорошая коррозионная стойкость, малый или наоборот большой удельный вес, низкая или высокая температура плавления, высокая пластичность или наоборот прочность.

Основной продукцией цветной металлургии являются слитки цветных металлов для производства проката и отливок, лигатуры (сплавы с легирующими элементами для изготовления легированных сплавов), чистые и особо чистые металлы для электроники и приборостроения.

ПРОИЗВОДСТВО МЕДИ

За год в мире производится 3 … 5 млн. тонн меди. Она обладает важными для современной техники свойствами, такими как высокие электро- и теплопроводность, пластичность, хорошая коррозионная стойкость. Около половины всего годового производства чистой металлической меди идёт на изготовление проводов, кабелей, шин и прочих токопроводящих изделий электротехнической промышленности. Вместе с тем с давних пор широко применяются сплавы меди с цинком (латуни) и с оловом (бронзы).

В настоящее время главнейшим источником для получения меди служат сульфидные руды, содержащие халькопирит (медный колчедан) CuFeS 2 , халькозин CuS, пирит FeS 2 и сульфиды цинка, свинца, никеля, а нередко серебро и золото. Другим источником для получения меди являются окисленные медные руды, содержащие куприт Cu 2 O или азурит 2CuCO 3 ×Cu(OH) 2 .

Указанные руды бедные. Содержание меди в них незначительно – 1 … 5%, поэтому руды перед плавкой подвергают обогащению. Обогащение флотацией позволяет выделить из руды отдельно медный концентрат, содержащий 11 … 35% меди, а также цинковый или пиритный концентраты.

Природные запасы меди постоянно сокращаются. Поэтому в настоящее время существенным становится использование металлолома и других отходов промышленности, содержащих медь. Крупнейшие промышленно развитые страны из отходов получают меди больше, чем выплавляют её из руд.

Для получения меди из руд обычно используют пирометаллургический способ, состоящий из плавки на штейн и восстановительной плавки, но некоторые руды успешно перерабатывают и гидрометаллургическим способом, например выщелачиванием серной кислотой.

Процесс производства меди наиболее распространенным, пирометаллургическим способом можно разделить на следующие этапы: измельчение медных руд, их обогащение, обжиг концентрата, получение медного штейна, переработка медного штейна, рафинирование меди (рис. 1.16).

Обогащение медных руд осуществляют методом флотации, основанном на различном смачивании водой соединений меди и пустой породы. Для обогащения образуют пульпу, состоящую из измельченной руды, воды и флотационного реагента (пихтового масла). Последний адсорбируется на частицах руды в виде пленок, не смачиваемых водой. При продувке пульпы пузырьки воздуха собираются на поверхности этих частиц и увлекают их вверх, образуя на поверхности слой пены. Смачиваемая водой пустая порода оседает на дно ванны. Пену с поверхности ванны собирают, сушат и получают концентрат с необходимым содержанием меди.

Обжиг концентрата производят при 750 … 850 °С в воздушной среде для окисления сульфидов и уменьшения содержания серы. Наиболее производительным является обжиг в кипящем слое. Измельченный концентрат загружается в окно в средней ее части, а снизу в печь через поддон подается воздух. Давление воздуха устанавливается таким, чтобы частицы концентрата находились во взвешенном (кипящем) состоянии. Обожженный концентрат «переливается» через порог печи в виде огарка. Отходящие сернистые газы очищаются в циклоне от твердых частиц и направляются в сернокислотное производство.

Получение медного штейна. Штейн в застывшем виде – это сплав сульфидов меди и железа и сульфидов цинка, свинца, никеля, содержащий 20 … 60% меди, 10 … 60% железа и до 25% серы. Жидкие штейны хорошо растворяют в себе золото и серебро, и, если эти металлы есть в руде, они почти полностью концентрируются в штейне. Цель плавки на штейн – отделение сернистых соединений меди и железа от содержащихся в руде примесей, присутствующих в ней в виде окисных соединений.

В зависимости от химического состава руды и ее физического состояния штейн получают либо в шахтных печах, если сырьем служит кусковая медная руда, содержащая много серы, либо в отражательных или дуговых электропечах, если исходным продуктом служат порошкообразные флотационные концентраты.

В качестве огнеупоров отражательных печей используют динасовые или магнезитовые кирпичи. Огнеупор выбирают в зависимости от преобладания в шихте основных или кислотных оксидов, так как соответствие состава шихты и огнеупорных материалов удлиняет срок их службы. Отражательные печи отапливают мазутом, угольной пылью или газом, вдувая топливо форсунками. Максимальная температура в головной части печи 1550 °С, в хвостовой – 1250 … 1300 °С. Шихту в эти печи загружают через отверстия в своде, расположенные вдоль печи у боковых стенок. При загрузке шихта ложится откосами вдоль стен, предохраняя кладку от прямого воздействия шлаков и газов. По мере нагрева шихты начинаются реакции частичного восстановления высших оксидов железа и меди, окисления серы и шлакообразования:

FeS + 3Fe 3 O 4 + 5SiO 2 = 5(2FeO*SiO 2) + SO 2 ;

2Cu 2 S + 3O 2 = 2Cu 2 O + 2SO 2 .

Сульфиды меди и железа, сплавляясь, дают первичный штейн, который, стекая по откосам, изменяет свой состав, обедняясь железом и обогащаясь медью:

2FeS + 2Cu 2 O + SiO 2 = 2FeO*SiO 2 + 2Cu 2 S.

При этом 2FeO*SiO 2 поступает в шлак, а 2Cu 2 S – в штейн. Штейн, имеющий плотность около 5000 кг/м 3 , собирается на поду печи, а шлак (плотность около 3500 кг/м 3) образует второй верхний жидкий слой. Его выпускают по мере накопления через шлаковое окно, расположенное в хвостовой части печи. Выпуск штейна производят по мере его образования и потребности в нем последующего конвертерного передела.

Переработка медного штейна. Расплавленный штейн перерабатывают на черновую медь продувкой его воздухом в конвертере – горизонтально расположенном цилиндрическом сосуде из листовой стали длиной 5 … 10 и диаметром 3 … 4 м, футерованном магнезитовым кирпичом.

Переработка штейна протекает в два периода. В конвертер загружают кусковой кварц, заливают расплавленный штейн и продувают его воздухом. Воздух, энергично перемешивая штейн, окисляет сульфиды меди и железа:

2FeS + 3O 2 = 2FeO + 2SO 2 + 940 кДж;

2Cu 2 S + 3O 2 = 2Cu 2 O + 2SO 2 + 775 кДж,

при этом закись меди благодаря обменному взаимодействию вновь превращается в сульфид:

Cu 2 O + FeS = Cu 2 S + FeO.

Поэтому в первом периоде идет практически окисление только железа, а закись железа шлакуется кварцем:

2FeO + SiO 2 = 2FeO*SiO 2 .

Образующийся шлак периодически сливают и в конвертер добавляют свежие порции медного штейна и кускового кварца. Температура заливаемого штейна составляет около 1200 °С, но за время продувки, за счет большого выделения тепла при окислении сульфидов температура повышается до 1350 °С. Продолжительность первого периода зависит от количества меди в штейне и составляет 6 … 10 ч. Добавка в воздушное дутье кислорода повышает температуру в конвертере и позволяет загружать в него холодный концентрат, заменив им некоторую часть расплавленного штейна.

Первый период закончится, когда в продуваемом штейне окислится сернистое железо. После этого тщательно удаляют шлак и продолжают продувку без добавки штейна и кварца. Воздух окисляет теперь только Cu 2 S, и образовавшаяся закись меди способствует появлению в конвертере металлической меди по реакции

Cu 2 S + 2Cu 2 O = 6Cu + SO 2 .

Второй период заканчивается, когда в конвертере весь штейн превращается в медь, на что обычно уходит 2 … 3 ч. В конвертере и во втором периоде образуется небольшое количество богатого медью шлака, который остается в нем после выливания черновой меди и перерабатывается в следующем цикле.

Черновую медь по окончании процесса, наклоняя конвертер, выпускают в ковш и разливают в изложницы. Полученную медь называют черновой, так как она содержит до 1,5% примесей железа, цинка, никеля, мышьяка, сурьмы, кислорода, серы.

Рафинирование меди. Черновая медь подвергается рафинированию для удаления примесей, ухудшающих ее качество, а также для извлечения из нее золота и серебра. В современной практике применяют огневое и электролитическое рафинирование.

Огневое (пирометаллургическое) рафинирование заключается в окислении примесей в отражательных печах при продувке черновой меди воздухом. Кислород воздуха соединяется с медью и образует оксид Cu 2 O, который затем реагирует с примесями металлов (Me) по реакции

Me + Cu 2 O = MeO + 2Cu.

Одновременно окисляется и сера:

Cu 2 S + 2Cu 2 O = 6Cu + SO 2.

После этого приступают к раскислению меди – восстановлению Cu 2 O. Для этого медь перемешивают деревянными жердями. Бурное выделение паров воды и углеводородов способствует удалению газов и восстановлению меди:

4Cu 2 O + CH 4 = 8Cu + 2H 2 O + CO 2 .

После огневого рафинирования чистота меди достигает 99 … 99,5%.

Электролитическое рафинирование меди проводят в ваннах, наполненных раствором сернокислой меди, подкисленным серной кислотой. Анодами служат пластины из черновой меди размером 1х1 м и толщиной 50 мм, катодами – листы толщиной 0,5 мм из чистой меди.

При прохождении тока напряжением 2 … 3 В и плотностью 100 … 400 А/м 2 анод растворяется, медь переходит в раствор в виде катионов, которые затем разряжаются на катодах и откладываются слоем чистой меди.

Примеси, имеющие более отрицательный потенциал (Zn, Fe, Ni, Bi, Sb, As и др.) переходят в раствор, но не могут выделиться на катоде при наличии в нем большого количества ионов меди. Золото и серебро не переходят в раствор и оседают на дно ванны вместе с не успевшими раствориться на аноде отдельными кусочками меди, образуя шлам. В шлам переходят также соединения серы, селена и теллура. Иногда в шламе содержатся до 35% Ag, 6% Se, 3% Fe, 1% Au и другие ценные элементы. Поэтому шламы обычно перерабатывают и извлекают эти элементы.

ПРОИЗВОДСТВО АЛЮМИНИЯ

Алюминий является достаточно распространенным в природе металлом. Насчитывается 250 минералов, содержащих алюминий. Основные алюминиевые руды – это бокситы, нефелины, алуниты, каолины. В них он встречается в виде гидроокисей (АlООН, Аl(OH) 3), каолинита (Al 2 O 3 ×2SiO 2 ×2H 2 O), корунда (Al 2 O 3).

Основной рудой, используемой для производства алюминия, являются бокситы. Алюминий в них содержится в виде гидрооксидов Al 2 O 3 ×Н 2 О и Al 2 O 3 ×3Н 2 О. В руде много примесей, однако, производство экономически целесообразно при содержании глинозёма в ней не менее 12 … 14%. В нашей стране главные месторождения бокситов находятся в Ленинградской области, на Урале и в Красноярском крае.

Технологический процесс производства алюминия состоит из трех этапов: извлечение глинозема из руд, его электролиз с целью получения алюминия и рафинирование. Последовательность технологических операций приведена на рис. 1.17.

Наиболее распространённым в мировой практике способом получения глинозёма из бокситов является мокрый щелочной способ.

Существует определенная последовательность технологических операций.

Подготовка боксита, заключающаяся в прокаливании его в проходных трубчатых печах, дроблении и измельчении на дробилках, разделении по крупности на грохотах, последующем измельчении в мельницах и отделении фракции тонкого помола при помощи классификаторов.

Выщелачивание боксита, состоящее в его химическом разложении при взаимодействии с водным раствором щёлочи. Для этого измельчённый боксит загружают в автоклав и смешивают с раствором щелочи при температуре 200 … 250 °С и давлении 3 МПа. Для этого через автоклав внизу пропускают струю пара, которая перемешивает и подогревает полученную пульпу.

В результате в пульпе происходят следующие реакции

Al 2 O 3 ×Н 2 О + 2NaOH = 2NaAlO 2 + H 2 O.

Достаточная концентрация алюмината натрия (NaAlO 2) получается в растворе примерно через 4 часа Другие компоненты боксита (SiO 2 , Fe 2 O 3 , TiO 2 и др.) образуют осадок (красный шлам). Пульпа вытесняется из автоклава и по трубе транспортируется для дальнейшей переработки.

Отделение алюминатного раствора от красного шлама. Пульпу разбавляют водным раствором, полученным от промывки красного шлама предыдущей партии, и подвергают обработке в сгустителях (температура пульпы 90 … 100 °С). В результате этой обработки красный шлам оседает, после чего алюминатный раствор сливают и отфильтровывают (осветляют).

Разложение алюминатного раствора происходит по реакции

NaAlO 3 + 2H 2 O = NaOH + Al(OH) 3 .

Процесс разложения называется выкручиванием или декомпозицией. Его производят путём медленного перемешивания (96 … 120 ч) алюминатного раствора в присутствии кристаллической гидроокиси алюминия Al(OH) 3 . Процесс протекает в камерах (декомпозёрах) при температуре 30 … 60 °С. В результате из алюминатного раствора выделяется кристаллическая гидроокись алюминия. Полученную пульпу подвергают сгущению. Часть сгущённой пульпы употребляют для выкручивания в следующем цикле, а основную часть пульпы фильтруют и промывают. В результате получают кристаллическую гидроокись алюминия с 3 … 4% влаги.

Обезвоживание гидроокиси алюминия (кальцинация) - завершающая стадия производства глинозема. Её проводят в трубчатых вращающихся печах длиной 50 … 70 м и диаметром около 4 м. Печь расположена с наклоном. С высокой стороны в печь поступает сырье и, проходя по всей её длине, обезвоживается топочными газами, идущими навстречу. При 40 … 200 °С материал высушивается. При 200 … 1250 °С из него удаляется гидратная вода и образуется безводная окись алюминия.

2Al(OH) 3 = Al 2 O 3 + 3H 2 O.

В конце печи (зоне охлаждения) температура полученного глинозёма снижается до 60 … 70 °С, и его выгружают из печи (через 1,5 часа после начала процесса кальцинации). Глинозём по трубопроводу передаётся для хранения в цех электролиза.

Вышеописанная технология позволяет получить чистый глинозём (примеси составляют не более 0,4 … 0,66%).

Следующий этап технологического процесса производства алюминия заключается в электролизе глинозема.

Электролиз глинозёма производят в жидком криолите (3NaF×AlF 3 или Na 3 AlF 6) в электролизере (рис. 1.17). Катодное устройство электролизёра 1 представляет собой ванну в стальном кожухе, футерованную изнутри угольными блоками. К угольной подине ванны подключены медные шины для подвода электрического тока.

Анодное устройство 2 представляет собой вертикально установленный угольный блок. Нижняя его часть погружена в электролит. К электролизеру подводится постоянный электрический ток силой 70 …75 кА и напряжением 4 … 4,5 В. Ток используется как в процессе электролиза, так и для разогрева электролита до температуры 1000 ºС.

Электролит состоит из расплава криолита, в котором содержится 8 … 10% глинозёма.

В процессе работы в результате разложения глинозема на подине ванны под электролитом собирается жидкий алюминий. Его называют сырцом из-за большого содержания примесей.

Завершающий этап процесса – рафинирование алюминия. Операция заключается в продувке расплава алюминия хлором. При этом образуется парообразный хлористый алюминий. Пузырьки образующихся газов адсорбируют на своей поверхности атомы примесей и выносят их на поверхность ванны металла.

После рафинирования жидкий алюминий отстаивают – выдерживают в ковше или электропечи в течении 30 … 45 мин. В результате чистота алюминия достигает 99,5 … 99,85%. Полученный алюминий разливают в изложницы и получают в итоге слитки.

Описанная выше технология требует большого количества электроэнергии. Расход энергии на 1 т металла составляет 10000 … 12000 квт-ч.

ПРОИЗВОДСТВО МАГНИЯ

Магний широко используется в металлургии при производстве чугуна, стали и цветных металлов. В технике магний применяется в виде сплавов в авиационной и автомобильной промышленности.

Магний как металл достаточно широко распространен в природе. Его содержание в земной коре составляет около 2,3%. Встречается магний в виде следующих минералов, которые и являются сырьем для его производства: магнезит – природный карбонат магния (МaСО 3), содержащий 28,8% Mg; доломит – двойной карбонат магния и кальция (MgCO 3 ×СаСО 3), содержащий 13,2% Mg; карналлит – двойной хлорид магния и калия (MgCl 2 ×KCl ×6H 2 O), содержащий 8,8% Mg, и бишофит – шестиводный хлорид магния (MgCl 2 × 6Н 2 О), растворенный в морской воде и воде соленых озер.

Независимо от вида исходного сырья процесс получения магния можно разбить на три периода: подготовка сырья, получение из него магния и рафинирование. В зависимости от типа сырья магний получают термическим и электролитическим способами. Последний применяется наиболее часто.

Основным сырьем для получения магния в нашей стране является карналлит. Последовательность процесса получения магния следующая (рис. 1.18).

Обогащение карналлита. Руду измельчают, после чего обрабатывают горячей водой (T = 110 … 120 °С). При этом MgCl 2 и KCl переходят в раствор, а нерастворимые примеси после выпадения в осадок удаляются. Далее раствор охлаждают в вакуум-кристаллизаторах до нормальной температуры, в результате чего из него выпадают кристаллы так называемого искусственного карналлита MgCl 2 ×KCl×6H 2 O, которые при фильтровании отделяют. Полученный карналлит имеет примерно следующий состав: 32% MgCl 2 ; 26% KCl, 5% NaCl и 37% H 2 O.

Обезвоживание карналлита осуществляют в две стадии. Первая стадия процесса – в кипящем слое печи. Процесс осуществляют в наклонной печи шахтного типа. Обезвоживание карналлита происходит горячим газом, поступающим в печь через большое количество отверстий в подине. Давлением газа порошкообразный карналлит интенсивно перемешивается и переносится вдоль пода вплоть до выходного окна. Такое движение создает впечатление кипения. Карналлит при этом нагревается до температуры 200 … 210 °С, обезвоживается до 3 … 4% остаточной влаги, а затем направляется на вторую стадию обезвоживания.

На этой стадии получение безводного карналлита осуществляют расплавлением его в камерной электрической плавильной печи, а затем и в подогреваемом миксере. Камерная электрическая печь и миксер представляют собой электрические печи сопротивления, в которых нагревательными элементами служит расплавленный карналлит. В плавильной печи температура карналлита достигает 520 … 550 °С. В миксере температуру расплава поднимают до 840 … 860 °С. В результате происходит полное обезвоживание карналлита, при этом часть примесей выпадает в осадок.

Электролитическое получение магния осуществляют в электролизере. Он представляет собой стальную ванну, футерованную огнеупорным кирпичом. Ванну электролизёра заполняют расплавленным электролитом (расплав обезвоженного карналлита и возвратный хлористый магний). Температуру электролита поддерживают в пределах 720 °С. Электролизёр оснащен графитовым анодом, установленным между двумя стальными катодами. Сверху ванна закрыта хлороулавливателем и полностью изолирована от сообщения с атмосферой. Так как электролит содержит соли MgCl 2 , KCl, NaCl и примеси других солей и окислов, то электролитическое разложение хлористого магния обеспечивается пропусканием через электролит электрического ток требуемого напряжения (2,7 … 2,8 В), ток 30 … 70 кА. Напряжение, при котором происходит разложение других соединений, содержащихся в электролите, выше, чем для хлористого магния.

В результате работы установки на аноде образуются пузырьки хлора, которые выделяются из электролита и тут же отсасываются из электролизёра. На рабочей поверхности катодов выделяются капельки металлического магния. Магний легче электролита, поэтому он всплывает на поверхность, откуда периодически удаляется вакуумными ковшами. На дно ванны осаждается шлам, содержащий окись магния и частично восстановленное железо. Шлам и отработанный электролит удаляют вакуумными насосами. В результате электролиза получают магний-сырец, содержащий до 2 … 3% примесей (окись магния, нитрид и силицид магния и т.п.)

Рафинирование магния-сырца, извлечённого из электролизёра, проводят с целью удаления примесей электролита. Рафинирование заключается в переплавке полученного магния с флюсом. Для этого магний заливают в стальной тигель и перемешивают с флюсом (борной кислотой и др.). Тигель устанавливают в электропечь и нагревают до 710 … 720 °С в течение 0,5 … 1 ч. В процессе отстаивания примеси растворяются во флюсе, всплывают и образуют шлак. После этого магний разливают в изложницы и получают слитки, чистотой 99,9%. Более глубокую очистку магния можно осуществить путем его сублимации (возгонки) в вакууме.

ПРОИЗВОДСТВО ТИТАНА

Титан считается широко распространенным в природе металлом, так как содержание его в земной коре составляет 0,6%. Уникальное сочетание свойств титана и его сплавов, таких как высокая прочность, коррозионная и химическая стойкость, малый удельный вес, высокая температура плавления используется в авиа- и судостроении, космической технике, химической промышленности и т.д.

Рудами, служащими сырьем для получения титана, в настоящее время являются ильменит FeO × TiO 2 и рутил TiO 2 .

Известно несколько способов получения титана из руд. Схема одного из наиболее распространенных технологических процессов, исходным продуктом в которой является ильменит, приведена на рис. 1.19. Технологическая схема процесса включает следующие этапы: выделение концентрата из руды, получение двуокиси титана, получение четыреххлористого титана, восстановление титана с получением губчатого металла, рафинирование его и переплавка титановой губки в слитки.

Перед выделением концентрата из руд их дробят, и в связи с низким содержанием нужного компонента, обогащают. Титановые руды легко обогащаются флотацией, гравитацией и т.д. В результате получают ильменитовый концентрат, с содержанием двуокиси титана до 40 … 45%.

Получение концентрированной двуокиси титана достигается отделением окислов железа и пустой породы, содержание которых в ильменитовом концентрате составляет более 40%. Для этого концентрат смешивают с углем, загружают в пламенные отражательные или электрические печи и нагревают до температуры плавления чугуна (~1200 °С). В результате железо из оксидов восстанавливается, а после его науглероживания углем на подине печи образуется чугун.

FeO×TiO 2 + С = Fe + TiO 2 + СО.

Оксиды титана переходят в шлак, всплывающий на поверхность ванны расплавленного чугуна. Чугун и шлак выпускают из печи и раздельно разливают в изложницы. Титановый шлак, имеющий характерный белый цвет, содержит до 90% двуокиси титана, а также примеси- окислы железа, кремния, алюминия и др. Побочным продуктом процесса является чугун.

Четыреххлористый титан получают хлорированием титанового шлака. Для этого его измельчают, смешивают с углем, каменноугольной смолой (связующее) и прессуют в брикеты. Брикеты прокаливают при температуре 800 °С без доступа воздуха, а затем подвергают хлорированию в специальных печах – шахтных хлораторах. Процесс осуществляют при высокой температуре (800 … 1250 °С). В присутствии углерода хлор вступает в реакцию с двуокисью титана по реакции:

TiO 2 + 2Cl 2 + C = TiCl 4 + CO 2 .

Четыреххлористый титан, представляет собой бурую жидкость с температурой кипения 1300 °С. Вместе с ним образуются хлористые соединения элементов, входящих в состав шлака в виде примесей (FeCl 4 , AlCl 3 и др.). Разделение хлоридов осуществляют по принципу ректификации. Для этого пары смеси хлоридов пропускают через систему конденсационных установок, в которых поддерживается температура более низкая, чем температура кипения соответствующего хлорида.

Восстановление титана из хлористого соединения осуществляется чаще всего магнийтермическим методом. Процесс осуществляют в реакторах при температуре 950 … 1000 °С в атмосфере аргона. Реактор представляет собой стальную реторту диаметром и высотой несколько метров. В реактор загружают магний и подают четыреххлористый титан. В результате их взаимодействия образуется металлический титан, твердые частицы которого спекаются в пористую массу- губку.

TiCl 4 + 2Mg = Ti + 2MgCl 2 .

Побочный продукт процесса – хлористый магний периодически сливается из реактора через летку и направляется на переработку (электролиз). Полученная губка титана в своих порах содержит в качестве примесей до 35 … 40% магния и хлористого магния.

Рафинирование титана с целью очистки его от примесей осуществляют методом вакуумной дистиляции – выдержкой при температуре 900 … 950 °С в вакууме (при остаточном давлении воздуха 0,1 Па). При этом примеси либо расплавляются, либо испаряются.

Переплавка титановой губки в слитки осуществляется методом вакуумно-дугового переплава. Для этого из губки прессованием изготавливают расходуемый электрод и осуществляют переплав его в вакууме на установке, аналогичной рассмотренной ранее в разделе рафинирования стали. Чистота полученных слитков титана составляет 99,6 … 99,7%.

Вопросы для текущего контроля знаний по разделу

1. Какие материалы, применяемые в машино- и приборостроении вы знаете?

2. Что представляют собой черные сплавы, какие черные сплавы вы знаете?

3. Что такое цветные сплавы, какие цветные сплавы вы знаете?

4. Какие неметаллические материалы вы знаете?

5. Что такое металлургическое производство, каковы его задачи?

6. Какие виды продукции выпускает черная металлургия?

7. Какие материалы являются исходными при производстве чугуна?

8. Что в металлургии называют шихтой?

9. Как устроена и работает доменная печь?

10. Какие недостатки способа получения железоуглеродистых сплавов в доменной печи вы знаете?

11. Что является сырьем при производстве стали?

12. Какова последовательность протекания физико-химических реакций в сталеплавильной печи?

13. Какие этапы технологического процесса выплавки стали в металлургической печи вы знаете?

14. Какова сущность способа производства стали в кислородном конвертере, как устроен и работает кислородный конвертер?

15. Перечислите достоинства и недостатки способа производства стали в кислородном конвертере?

16. Как осуществляют выплавку стали в мартеновской печи?

17. Расскажите, как устроена и работает мартеновская печь?

18. На какие периоды делится процесса плавки в мартеновской печи?

19. Каковы достоинства и недостатки мартеновской печи?

20. Какие электропечи, предназначенные для выплавки стали вы знаете?

21. Что является источником тепла в дуговой электрической печи?

22. Как устроена и работает дуговая электропечь для выплавки стали?

23. Каковы достоинства и недостатки дуговой электрической печи?

24. Что является источником тепла в индукционной электрической печи?

25. На каком принципе построена работа индукционных электрических печей для выплавки стали?

26. Как устроена и работает индукционная электрическая печь?

27. Назовите преимущества и недостатки индукционной печи?

28. Какие способы прямого восстановления железа из руд вы знаете?

29. Расскажите о методе внедоменного получения железа, реализованном на Оскольском металлургическом комбинате?

30. Каким образом в сталь попадают примеси?

31. Какие методы повышения качества стали вы знаете?

32. В чем заключается метод рафинирующей обработки стали синтетическими шлаками?

33. В чем заключается метод вакуумной дегазации стали при рафинирующей ее обработке?

34. Как осуществляется электрошлаковый переплав при рафинировании стали?

35. В чем состоит сущность способа вакуумно-дугового переплава и как он влияет на качество стали?

36. Какие методы разливки стали вы знаете?

37. Какая оснастка используется для разливки стали?

38. Как осуществляется разливка стали при заполнении изложниц сверху, какие преимущества и недостатки имеет этот метод?

39. Что представляет собой метод разливки стали сифоном, какие преимущества и недостатки он имеет?

40. Каким образом разливают сталь на машинах для непрерывной разливки, какие преимущества и недостатки он имеет?

41. Какие основные виды продукции цветной металлургии вы знаете?

42. Как в настоящее время осуществляют производство меди?

43. Расскажите о технологическом процессе производства алюминия?

44. В какой последовательности выполняют операции при производстве магния?

45. Как выглядит наиболее распространная в настоящее время схема технологического процесса производства титана?

Цветная металлургия – это не только комплекс мероприятий по получению цветных металлов (добыча, обогащение, металлургический передел, получение отливок чистых металов и сплавов на их основе), но и переработка лома цветных металлов.

Научно-технический прогресс не стоит на месте, и цветные металлы на сегодняшний день широко используются для разработки инновационных конструкционных материалов. Только отечественная металлургическая промышленность выпускает порядка 70 видов сплавов, используя разнообразное сырье.

В связи с низким содержанием необходимого компонента в руде и примесей других элементов, цветная металлургия является энергозатратным производством и имеет сложную структуру. Так, меди в руде содержится не более 5%, а цинка и свинца не более 5,5%. Колчеданы, добываемые на Урале, многокомпонентные, и в их составе находится порядка 30 химических элементов.

Цветные металлы подразделяются на шесть категорий, согласно своим физическим свойствам и предназначению:

1. Тяжелые. Имеют высокую плотность, соответственно, и вес. К ним относятся Cu, Ni, Pb, Zn, Sn.
2. Легкие. Имеют малый вес из-за незначительной удельной плотности. К ним относятся: Al, Mg, Ti, Na, Ka, Li.
3. Малые: Hg, Co, Bi, Cd, As, Sb.
4. Легирующие. В основном используются для получения сталей и сплавов с необходимыми качествами. Это W, Mo, Ta, Nb, V.
5. Благородные. Широко известны и используются для изготовления ювелирных украшений. Среди них Au, Ag, Pt.
6. Редкоземельные, рассеянные: Se, Zr, Ga, In, Tl, Ge.

Специфика отрасли

Руды цветных металлов, как было выше сказано, содержат малое количество добываемого элемента. Поэтому на тонну той же меди необходимо до 100 т руды. Из-за большой потребности в сырье цветная металлургия, по большей части, располагается вблизи своей сырьевой базы.

Цветные руды для своей переработки требуют большого количества топлива или электроэнергии. Энергетические затраты достигают половины общих затрат, связанных с выплавкой 1 т металла. В связи с этим металлургические предприятия располагаются в непосредственной близости от производителей электроэнергии.

Производство редких металлов в основном основано на восстановлении из соединений. Сырье поступает с промежуточных этапов обогащения руд. Из-за небольших объемов и трудности производства получением редких металлов занимаются лаборатории.

Состав отрасли

Виды цветной металлургии включают в себя отрасли, связанные с получением определенных видов металлов. Так, укрупнено можно выделить следующие отрасли:

• производство меди;
• производство алюминия;
• производство никеля и кобальта;
• производство олова;
• производство свинца и цинка;
• добыча золота.

Получение никеля тесно связано с местом добычи никелевых руд, которые расположены на Кольском полуострове и в Норильском районе Сибири. Многие отрасли цветной металлургии отличаются многоступенчатым металлургическим переделом промежуточных продуктов.

На этом основании эффективен комплексный подход. Это сырье для получения других сопутствующих металлов. Утилизация отходов сопровождается получением материалов, использующихся не только в других отраслях тяжелого машиностроения, но и в химической и строительной отраслях.

Металлургия тяжелых металлов

Получение меди

Основными этапами получения чистой меди являются выплавка черновой меди и ее дальнейшее рафинирование. Черновая медь добывается из руд, а низкая концентрация меди в уральских медных колчеданах и большие ее объемы не позволяют перенести производственные мощности с Урала. В качестве резерва выступают: медистые песчаники, медь-молибденовые, медь-никелевые руды.

Рафинирование меди и переплавка вторичного сырья производится на предприятиях, которые удалены от источников добычи и первичной плавки. Благоприятствует им низкая стоимость электричества, так как для получения тонны меди расходуется до 5 кВт энергии в час.

Утилизация сернистых газов с последующей переработкой послужила стартом для получения серной кислоты в химической промышленности. Из остатков апатитов производит фосфатные минеральные удобрения.

Получение свинца и цинка

Металлургия цветных металлов, таких как свинец и цинк, имеет сложную территориальную разобщенность. Добычу руды ведут на Северном Кавказе, в Забайкалье, Кузбассе и на Дальнем Востоке. А обогащение и металлургический передел проводится не только возле мест выемки руды, но и на других территориях с развитой металлургией.

Свинцовые и цинковые концентраты богаты на химическую элементную базу. Однако сырье имеет разное процентное содержание элементов, из-за чего не всегда цинк и свинец можно получить в чистом виде. Поэтому технологические процессы в районах различны:

1. В Забайкалье получают только концентраты.
2. На Дальнем Востоке получают свинец и цинковый концентрат.
3. На Кузбассе получают цинк и свинцовый концентрат.
4. На Северном Кавказе ведут передел.
5. На Урале производят цинк.

Металлургия легких металлов

Наиболее распространенным легким металлом является алюминий. Сплавы на его основе обладают свойствами, присущими конструкционным и специальным сталям.

Для получения алюминия сырьем являются бокситы, алуниты, нефелины. Производство разделено на две стадии:

1. На первой стадии получают глинозем и необходим большой объем сырья.
2. На второй стадии электролитическим методом производят алюминий, на что требуется недорогая энергия. Поэтому этапы производства находятся на разных территориях.

Получение алюминия и сплавов сосредоточено в промышленных центрах. Сюда же поставляется лом на вторичную переработку, что в итоге снижает себестоимость готовой продукции.

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.

Металлургический комплекс включает в себя промышленные виды экономической деятельности, продукцией которых являются разнообразные металлы. Металлургия занимается не только выплавкой металлов и производством различных видов металлопроката, но также добычей и подготовкой руд, производством вспомогательных материалов – огнеупоров, кислорода и др. То есть в состав металлургического комплекса входят как добывающие, так и обрабатывающие виды экономической деятельности.

Используемые в настоящее время металлы делятся на черные (железо, марганец, хром) и цветные (все остальные металлы) – соответственно, различают черную и цветную металлургию. Металлургический комплекс играет большую роль в экономике Российской Федерации в целом и ее отдельных субъектов. На него приходится около 12% промышленных основных фондов страны, около 10% производства промышленной продукции, 6% занятых в промышленности. Комплекс играет значимую роль во внешней торговле России – металлы составляют около 20% объема экспорта страны в денежном выражении. То есть черная и цветная металлургия – это важная отрасль специализации экономики России в мировом хозяйстве, вторая по значению после топливной промышленности.

Металлургия включает ряд процессов, основные из которых образуют главную технологическую цепочку: 1) добыча руд металлов; 2) обогащение руд; 3) производство (выплавка) чернового металла – обычно с помощью кокса, т.е. специально переработанного каменного угля; 4) производство чистого металла (рафинирование); 5) производство металлического проката разных видов (листы, проволока и т.д.). Кроме этого к металлургии относится изготовление изделий из металлических порошков, производство различных сплавов металлов и получение слитков, изготовление простых металлических изделий для конечных потребителей и другие процессы. При этом основная часть продукции металлургии потребляется не населением, а другими видами экономической деятельности, прежде всего машиностроительным комплексом и строительством.

Главными факторами, определяющими территориальную организацию металлургии, являются следующие:

• высокая степень сырье- и топливоемкости. Для изготовления 1 т стали расходуется до 7 т сырья и топлива. Еще больше расход сырья и топлива в цветной металлургии. Для производства 1 т свинца или цинка требуется 16 т руды и 3 т топлива; для производства 1 т олова нужно более 300 т руды и 1 т топлива и т.д. Поэтому подавляющее большинство крупных металлургических предприятий располагаются вблизи месторождений руды, источников топлива или между ними;
• высокая трудоемкость производства – обычно на крупном металлургическом заводе работают 20–40 тыс. человек, что при среднем коэффициенте семейности даст численность населения города не менее 90 тыс. человек. Черная металлургия – более трудоемкая отрасль, чем цветная металлургия. Поэтому поддерживать функционирование крупных металлургических предприятий можно только в больших городах;
• значительная энергоемкость производства. Доля затрат на электроэнергию в себестоимости стального проката составляет 30–40%. Большинство производств цветной металлургии являются еще более энергоемкими, особенно выплавка алюминия, титана, магния. Поэтому для металлургических предприятий важна близость мощных источников дешевой электроэнергии;
• значительное негативное воздействие на окружающую среду. Металлургия – один из самых главных загрязнителей атмосферного воздуха и поверхностных вод. Отходы металлургических предприятий могут занимать огромные площади. В итоге почти все города – крупные центры металлургии России имеют очень загрязненную атмосферу и нарушенные природные системы в своих окрестностях;
• высокий уровень комбинирования и концентрации производства – основная часть продукции производится па крупных предприятиях-комбинатах. Руды металлов часто содержат, кроме основного, большое количество сопутствующих элементов. При этом на одном предприятии производятся разные виды продукции, отходы металлургических предприятий используются для производства химических продуктов и строительных материалов. В итоге металлургические предприятия, как правило, производят большой набор продукции, и не только металлургической.

Снизить значение этих факторов может повсеместное внедрение технологических новаций. Применение современных технологий (конверторного способа получения стали, непрерывной разливки и др.) позволяет значительно сократить потребление сырья и энергии, снизить загрязнение окружающей среды, увеличить качество продукции, сократить трудоемкость производства. В конечном итоге инновации могут резко повысить экономическую эффективность металлургического производства, обеспечить рост его конкурентоспособности на международных рынках металлов. Но для этого необходимы очень значительные инвестиции, которые окупятся в лучшем случае только через 15–20 лет.

Черная металлургия включает в себя:

• – добычу руд черных металлов (железа, марганца, хрома);
• – их обогащение;
• – производство огнеупоров;
• – добычу нерудного сырья для черной металлургии;
• – производство чугуна, стали, проката черных металлов, а также ферросплавов, вторичную переработку черных металлов.

Динамика производства основных видов продукции за последние 50 лет показана в табл. 4.3.

Таблица 4.3

Динамика производства продукции черной металлургии в России за период 1970–2010 гг., млн т

Технологическим стержнем черной металлургии является металлургический передел, т.е. последовательная цепочка; руда – концентрат – чугун – сталь – прокат. Остальные производства являются смежным, сопутствующими; одни из них необходимы или способствуют основному технологическому процессу (производство огнеупоров и др.), другие имеют самостоятельное хозяйственное значение, функционируя на базе побочных результатов основного технологического процесса, отходов сырья и топлива (производство строительных материалов и др.). Особенно важно для России производство стальных труб, так как по трубопроводам транспортируется основная часть российского экспорта – нефть и природный газ. На территории России черная металлургия получила значительное развитие с начала XVIII в., когда реформы Петра I потребовали для оснащения армии, развития экономики большое количество чугуна и стали. Первые относительно крупные предприятия возникли в Туле и на Урале, они работали на местных рудах и древесном угле. В советский период были построены новые мощные комбинаты на Урале (около месторождений руды), в Кузнецком угольном бассейне, вблизи месторождений железной руды Курской магнитной аномалии (КМА), на севере европейской части России.

Самыми большими объемы производства черных металлов в стране были в 1980-х гг., но это определялось в основном чрезмерно высокой металлоемкостью отечественного машиностроения. В развитых странах еще с 1950-х гг. использование стали как конструкционного материала стало сокращаться. Другим недостатком развития черной металлургии в России в советский период было широкое использование отсталых технологий. До 1990-х гг. главным был мартеновский метод производства стали, от которого уже в 1970-е гг. отказались США, Япония и страны Западной Европы из-за низкого качества получавшейся продукции. Чрезмерно большими были потери металла на стадии передела "сталь – прокат". Во время кризиса начала 1990-х гг. объемы производства в отрасли сократились примерно в 2 раза, но с 1995 г. объемы производства в черной металлургии стали расти, в значительной степени за счет экспортных поставок. В последние годы на экспорт поступает около половины продукции российской черной металлургии. В настоящее время Россия на мировом рынке стали и проката занимает второе место (после Японии), а по общему производству черных металлов – четвертое место в мире (после Китая, Японии и США).

Существует три основных типа предприятий черной металлургии:

• 1) комбинат полного цикла, где осуществляется полная цепочка технологических процессов, в результате получают чугун, затем – сталь, затем – прокат;
• 2) заводы неполного цикла: доменные заводы (на которых выплавляют чугун), сталелитейные заводы (выплавляют сталь), сталепрокатные заводы (выпускают прокат), в том числе трубопрокатные заводы, заводы по производству ферросплавов (сплавов чугуна с легирующими металлами – марганцем, хромом и др.), электрометаллургические заводы (производство стали и проката из железорудного концентрата без стадии чугуна);
• 3) "малая металлургия" – металлургические цеха в составе машиностроительных заводов. При этом в России производство сильно сконцентрировано на крупных комбинатах полного цикла – на 30 предприятиях производится более 3/4 всей продукции отрасли.

Территориальная концентрация производства черных металлов в России также высока. В наибольшей степени она проявляется в добыче железной руды – 2/3 приходится на месторождения КМ А в Белгородской (Лебединское, Стойленское, Яковлевское) и Курской (Михайловское) областях. По 10–15% железной руды добывается в Северо-Западном (Костомукша и др.) и Уральском (Качканарское и др. месторождения) федеральных округах. Остальная часть железной руды добывается в Сибирском федеральном округе (области Кемеровская, Иркутская и др. регионы). Производство стали, проката и стальных труб по федеральным округам представлено в табл. 4.4. По всем главным видам продукции лидирует Уральский федеральный округ. Слабо развито производство на Северном Кавказе и Дальнем Востоке, хотя последний обладает большими запасами металлургического сырья, позволяющими организовать мощное эффективное производство металлов.

Таблица 4.4

Производство основных видов продукции черной металлургии по федеральным округам Российской Федерации в 2010 г., млн т

Территориально в России можно выделить три основные металлургические базы – группы предприятий, которые используют общие рудные или топливные ресурсы и обеспечивают главные потребности страны в черных металлах.

• 1. Уральская металлургическая база (Свердловская и Челябинская области Уральского федерального округа, прилегающие районы Оренбургской области, Республики Башкортостан, Пермского края) – самая старая в России, на нее приходится около 1/2 производства стали, проката и труб. Мощнейшие комбинаты полного цикла расположены в Магнитогорске, Челябинске, Нижнем Тагиле, Новотроицкс. Самые крупные в стране трубные заводы находятся в Челябинске, Первоуральске, Полевском, Каменск-Уральском. Имеются собственные месторождения железных руд, но основную массу сырья приходится завозить с месторождений КМА и из Казахстана. Есть небольшие месторождения марганцевых и хромовых руд, но их также не хватает. Коксующийся уголь в основном поступает из Сибири (Кузнецкий бассейн). В итоге базу можно считать неперспективной, так как предприятия не обеспечены ни сырьем, ни топливом, которые являются главными факторами производства в черной металлургии.
• 2. Сибирская металлургическая база сформировалась в 1930-е гг. около месторождений коксующегося угля Кузнецкого бассейна. Главный центр – Новокузнецк. База наиболее обеспечена сырьем, так как располагает необходимыми месторождениями железной и марганцевой руды. Не хватает только хрома (завозится из Казахстана). Недостатком базы является се территориальная удаленность от основных потребителей продукции в России и зарубежных странах, что значительно удорожает стоимость продукции для конечных потребителей из-за транспортировки сравнительно дорогим железнодорожным транспортом.
• 3. Центральная металлургическая база сформировалась в 1960-е гг. в европейской части страны. Главные комбинаты полного цикла расположены в Череповце ("Северсталь") и Липецке (НЛМК – Новолипецкий металлургический комбинат). В Старом Осколе действует мощный электрометаллургический завод, производящий сталь сразу из железорудного концентрата. На территории этой базы находятся крупнейшие в стране месторождения железных руд. Но уголь приходится завозить из Кузнецкого и Печорского бассейнов, а марганец и хром – из других государств. Тем не менее, эта база является наиболее перспективной, так как здесь расположены самые современные предприятия вблизи основной сырьевой базы, а также сравнительно близко от экспортных портов и основных потребителей продукции внутри страны.

Цветная металлургия включает добычу руд цветных металлов, их обогащение, выплавку черновых металлов, рафинирование (очистка черновых металлов), производство сплавов и проката, а также добычу алмазов и других драгоценных камней. Технологическая цепочка в цветной металлургии, как правило, выглядит следующим образом: добыча руд – обогащение руд (получение концентрата руд) – плавка в печах обогащенной руды (получение чернового металла) – рафинирование (очищение от вредных примесей, получение рафинированного (очищенного) металла) – изготовление различных сплавов и видов проката.

В состав цветной металлургии входят производства, связанные с получением отдельных металлов и их групп: промышленность медная, свинцово-цинковая, никелькобальтовая, алюминиевая, титано-магниевая, вольфрам- молибденовая, а также производство благородных, редких металлов, алмазов и драгоценных камней. Распределение цветных металлов по группам показано на рис. 4.1.

Российская цветная металлургия развивается, в основном, на собственной сырьевой базе, но обеспеченность отрасли разными видами сырья неодинаковая, особенно при перспективной оценке. Например, разведанных запасов медных руд при современных масштабах добычи хватит на 85 лет, руд олова – на 55 лет, молибденовых руд – примерно на 130 лет. Не хватает в России высококачественных бокситов.

За последние 20 лет состояние сырьевой базы цветной металлургии ухудшалось, так как:

• выбытие мощностей по добыче руды не компенсировалось вводом новых;
• наблюдается истощение запасов руд во многих крупных месторождениях из-за их чрезмерной длительной эксплуатации;
• сократились масштабы геологоразведочных работ;
• ужесточились экологические нормативы, что сделало экономически невыгодным освоение некоторых месторождений.

Рис. 4.1.

Руды тяжелых металлов, как правило, имеют низкий процент содержания металла в руде, поэтому их обогащение обязательно. Например, медные руды содержат 5% и менее процентов меди, а в концентрате содержание меди увеличивается до 35%. Содержание металла в свинцово-цинковых рудах максимум 5–6%, а в концентрате – 78%. Содержание олова в оловянных рудах – менее 1%, а в концентрате – 65%. Получение концентратов руд цветных металлов позволяет транспортировать их на большие расстояния и тем самым территориально разобщить процессы добычи руды и производства металлов.

Производство многих цветных металлов требует большого количества электроэнергии. Особенно высокая энергоемкость характерна для выплавки легких металлов. Так, для выплавки 1 т титана требуется 30–60 тыс. кВт ч электроэнергии, магния и алюминия – 17–20 тыс. кВт-ч. Поэтому размещение предприятий по выплавке легких металлов определяется, в первую очередь, электроэнергетическим фактором. Крупнейшие заводы размещаются около мощных ГЭС, которые вырабатывают самую дешевую электроэнергию.

Производство цветных металлов и драгоценных камней в Российской Федерации сильно монополизировано. На долю 8 компаний, составляющих менее 1% от количества организаций, действующих в цветной металлургии, приходится почти половина всего объема выпускаемой продукции. Компании "Русал" и "Алроса" обеспечивают до 99% российского производства алюминия и алмазов соответственно. Компания "Норильский никель" выпускает более 40% российских металлов платиновой группы, свыше 70% меди, около 90% никеля. "Русал" и "Норильский никель" являются крупнейшими в мире производителями алюминия и никеля соответственно. На внешние рынки они поставляют до 90% производимой продукции. В советский период эти металлы (как и большая часть других цветных металлов) потреблялись внутри страны в основном предприятиями военно-промышленного комплекса. В настоящее время спрос на цветные металлы внутри России невелик, что и обуславливает большую зависимость производства от конъюнктуры мирового рынка металлов.

Максимальными объемами производства в российской цветной металлургии отличается алюминиевая промышленность – около 3 млн т металла в год. По объемам производства Россия занимает второе место в мире (после Китая). Сырьем для получения алюминия в России являются: а) бокситы (месторождения в Северо-Западном и Уральском федеральных округах); б) нефелины (в Северо-Западном и Сибирском федеральных округах). При этом российским сырьем отечественные предприятия обеспечены лишь на 40%. По этой причине в России используются такие бедные алюминием руды, как нефелины, которые в других странах мира не добываются. Большую часть сырья (бокситов и глинозема) приходится импортировать, в основном из Австралии. Из алюминиевых руд вначале выделяют окись алюминия – глинозем (Бокситогорск, Ачинск и др. центры). Размещение предприятий по производству глинозема определяется преимущественно сырьевым фактором, но некоторые российские предприятия расположены возле уже исчерпанных месторождений. Затем глинозем доставляют в районы, где вырабатывается большое количество дешевой электроэнергии.

Производство металлического алюминия – очень энергоемкое производство. Поэтому большинство алюминиевых заводов функционируют около мощных ГЭС. Почти 90% выплавки алюминия в России приходится на Сибирский федеральный округ (Красноярск, Братск, Саяногорск, Шелехов, Новокузнецк). В Красноярском крас строятся новые алюминиевые заводы – в Тайшете и около Богучанской ГЭС. Важные алюминиевые заводы расположены также в Волгограде, Волхове (Ленинградская область), Надвоицах (Республика Карелия), Кандалакше (Мурманская область), Краснотурьинске и Каменск-Уральском (Свердловская область). В последнем регионе, испытывающем дефицит электроэнергии, производство алюминия наименее эффективно с экономической точки зрения – оно возникло в годы Великой Отечественной войны, когда резко возросла потребность в алюминии для авиационной промышленности, а экономические факторы были несущественны.

Медная промышленность использует небогатые руды, поэтому основные предприятия расположены около месторождений медесодержащих руд. В настоящее время самые крупные месторождения по объемам добычи находятся в районе Норильска (Красноярский край). Большое количество месторождений, но небольших, в значительной степени уже выработанных, находится на Урале – около городов Медногорск, Гай, Сибай, Карабаш, Красноуральск, Ревда, Кировград. В Забайкальском крае находятся крупнейшие по запасам, по пока не разрабатываемые месторождения медных руд (Удоканское и др.), так как они расположены в транспортно неосвоенных районах.

В настоящее время уральские заводы – Медногорский в Оренбургской области, Карабашский в Челябинской области, Ревдинский, Красноуральский и Кировградский в Свердловской области – не обеспечиваются местной рудой и частично работают на концентратах из Казахстана. Производят черновую медь также в Норильске (Красноярский край) и, в основном из норильского концентрата, в Мончегорске (Мурманская область). Рафинирование меди размещается вблизи производств чернового металла – в городах Норильск, Мончегорск, Кыштым (Челябинская область) и Верхняя Пышма (Свердловская область).

Производство никеля размещено на территории России в тех же регионах, что и медная промышленность. Самые крупные заводы около крупных месторождений находятся в Норильске. Руды здесь добывается больше, чем имеется мощностей по производству металла, кроме никеля из руды извлекают кобальт, платину и другие металлы. Избыточные медно-никелевые концентраты направляются в Мончегорск (Мурманская область), где имеется и собственная небольшая добыча руды (Псченга). На третьем месте находится Урал с никелевыми заводами в городах Орск (Оренбургская область), Верхний Уфалей (Челябинская область) и Реж (Свердловская область), расположенных возле небольших месторождений. Перспективной сырьевой базой для никелевой промышленности являются Восточная Сибирь и Дальний Восток.

Свинцово-цинковая промышленность использует полиметаллические руды, месторождения которых находятся в горных районах. В России это Кавказ (Садон), предгорья Алтая (Салаирское и Орловское месторождения), Сихотэ- Алинь (Дальнегорск) и хребты Забайкалья (Нерчинский Завод и др.). Производство металлов, как правило, привязано к месторождениям, но одновременно свинец и цинк производят лишь во Владикавказе (Республика Северная Осетия – Алания). В Забайкальском крае производят только свинцовые и цинковые концентраты, которые поступают в другие районы страны. В Приморском крае (Дальнегорск) производят свинец и цинковые концентраты, а в Кемеровской области (Белово) – цинк и свинцовые концентраты. Цинк из привозных концентратов (российских, казахстанских и среднеазиатских) производят в Челябинске. Российские свинец и цинк, в отличие от алюминия, меди и никеля, не пользуются спросом на мировом рынке, так как используемые месторождения истощены, применяются устаревшие технологии производства.

Оловянная промышленность в России сконцентрирована на Дальнем Востоке, где расположены основные месторождения – Депутатское и Эсэ-Хайя в Республике Саха (Якутия), Солнечное в Хабаровском крае, Перевальное и Хрустальненское (Кавалерово) в Приморском крае. Самое западное месторождение олова Шерловая Гора находится уже в Забайкальском крае. Производство металлического олова расположено в Новосибирске по пути следования концентратов из районов добычи (восточных) в районы потребления (западные). Российское олово также не пользуется спросом на мировом рынке, поэтому объемы его производства за последние 20 лет сильно сократились вместе с сокращением внутреннего потребления.

Производство легирующих металлов вольфрама и молибдена привязано к месторождениям, так как содержание металлов в руде составляет десятые доли процента. И вольфрам, и молибден одновременно добываются на Джидинском (Республика Бурятия) месторождении. Кроме этого молибден добывается в Забайкальском крае и Республике Хакасия, а вольфрам – в Приморском крае. Российские легирующие металлы также не пользуются спросом на мировом рынке, поэтому объемы производства за последние 20 лет сократились почти в 10 раз, многие предприятия (Тырныаузский вольфрамо-молибденовый комбинат в Кабардино-Балкарской Республике и др.) в настоящее время не действуют.

Добыча и производство золота также территориально совпадают из-за низкого содержания металла в руде. Основные запасы золота на территории России сосредоточены в коренных месторождениях, но их освоение требует значительных затрат. Поэтому разрабатываются в основном россыпные месторождения, на освоение которых требуется значительно меньше средств и времени. Около 2/3 добычи золота в России дает Дальневосточный федеральный округ, в котором больше всего производится этого металла в Республике Саха (Якутия), Магаданской области и Чукотском автономном округе. В основном это небольшие прииски, многие из которых разрабатываются еще с 1930-х гг. Но открыты и крупные коренные месторождения – Нежданинское и др. На втором месте по производству золота находится Сибирский округ, в котором выделяются Иркутская область (с крупными месторождениями около города Бодайбо) и Красноярский край. На третьем месте – Уральский округ с Кочкареким (Челябинская область) и Березовским (Свердловская область) месторождениями, самыми старыми в России, где золото добывают еще с XVIII в.

К цветной металлургии относится также добыча алмазов и других драгоценных камней. В настоящее время 99% добычи алмазов приходится на западную часть Республики Саха (Якутия), где расположены месторождения Айхал, Эбеляхское и др. Кроме этого имеется добыча алмазов на севере Пермского края. Крупные, но пока не разрабатываемые, месторождения открыты в Архангельской области (Ломоносовское и др.) – их освоение замедлилось из-за снижения мирового спроса на алмазы после глобального кризиса 2008 г., который во многих странах еще не преодолен.

Значительная часть алмазов и золота, добываемых в России, поступает на внешние рынки. Но эти рынки очень неустойчивые, так как драгоценные металлы и камни имеют не только промышленное, но и большое инвестиционное значение – цены на них могут колебаться в широких пределах в течение коротких промежутков времени. Большая волотильность (неустойчивость) мирового рынка является серьезным препятствием для стабильного развития российских металлургических компаний.

• Российский статистический ежегодник. 2001. М.: Госкомстат, 2001; Российский статистический ежегодник. 2011. М.: Росстат, 2011.
• Регионы России. 2011. М.: Росстат, 2011. С. 506–508.

Цветные металлы делятся по их физическим свойствам и назначению на несколько групп:

• тяжелые — медь, свинец, цинк, олово, никель;
• легкие — алюминий, магний, титан, литий и др.;
• малые — висмут, кадмий, сурьма, мышьяк, кобальт, ртуть:
• легирующие — вольфрам, молибден, тантал, ниобий, ванадий;
• благородные — золото, серебро, платина и платиноиды;
• редкие и рассеянные — цирконий, галлий, индий, таллий, германий, селен и др.

Цветная металлургия России выпускает около 70 различных видов металлов. Такой полный набор производства имеют три страны мира — США, Германия, Япония.

Особенности сырьевой базы цветной металлургии:

• крайне низкое в количественном отношении содержание полезных компонентов в сырье (медные от 1 до 5%, свинцо-цинковые от 1,5 до 5,5% и т.д.), т.е. для получения 1 т меди требуется переработать не менее 100 т руды;
• исключительная многокомпонентностьсырья (например: уральские колчеданы содержат медь, железо, серу, золото, кадмий, серебро и другие, в обшей сложности до 30 элементов);
• высокая топливоемкость и энергоемкость сырья в процессе его обработки.

Особенностью цветной металлургии является высокая энергоемкость сырья в процессе его подготовки к металлургическому переделу и переработке. В связи с этим различают топливоемкие и электроемкие производства. Высокая топливоемкость характерна, например, для производства никеля, глинозема из нефелинов, черновой меди. Повышенной электроемкостью отличается производство алюминия, магния, кальция, титана и др. В целом по отрасли доля топливно-энергетических затрат составляет от 10 до 50-65% общих затрат на I т производимой продукции. Эта особенность производства обусловливает размещение отраслей цветной металлургии в регионах, наиболее обеспеченных электроэнергией.

Отрасли цветной металлургии

Основные отрасли цветной металлургии:

• алюминиевая промышленность;
• медеплавильная или медная промышленность;
• свинцово-цинковая промышленность;
• никель-кобальтовая промышленность;
• оловодобывающая промышленность;
• золотодобывающая промышленность;
• алмазодобывающая промышленность.

Необходимо отметить, что в размещении цветной металлургии обычно не выделяют четко ограниченных ареалов размещения (или металлургических баз). Это объясняется двумя причинами: во-первых, цветная металлургия имеет сложную отраслевую структуру; во-вторых, во многих подотраслях существует территориальный разрыв между добычей и обогащением сырья и выплавкой готового металла.

Алюминиевая промышленность

Алюминий обладает высокими конструкционными свойствами, легкостью, достаточной механической прочностью, высокой тепло- и электропроводностью, что обеспечивает его применение в машиностроении, строительстве, производстве товаров народного потребления. Алюминиевые сплавы (дюралюминий, силумин и др.) по механическим свойствам не уступают высокосортным сталям.

Основным сырьем для производства алюминия являются бокситы, также используются нефелины и алуниты, являющиеся комплексным сырьем. Технологический процесс складывается из двух основных стадий: производства глинозема и производства металлического алюминия. Территориально эти процессы во многих случаях разобщены, так как первая стадия является материалоемкой и тяготеет к источникам сырья, а вторая ориентируется в своем размещении на источники дешевой энергии.

В России все центры производства металлического алюминия (за исключением уральских) в той или иной мере удалены от сырья, находясь вблизи гидроэлектростанций (Волгоград, Волхов, Кандалакша, Надвоицы, Братск, Шелехов, Красноярск, Саяногорск) и отчасти там, где действуют крупные энергетические установки на дешевом топливе (Новокузнецк).

Совместное производство глинозема и алюминия осуществляется в Северо-Западном районе (Волхов) и на Урале (Краснотурьинск и Каменск-Уральский).

Алюминиевая промышленность среди остальных отраслей цветной металлургии выделяется наиболее крупными масштабами производства. Самые мощные предприятия по глинозему действуют в Ачинске, Краснотурьинске, Каменске-Уральском и Пикалеве, по алюминию — в Братске, Красноярске, Саяногорске и Иркутске (Шелехове). В Восточной Сибири производится почти 4/5 общего объема алюминия в стране.

Отечественный рынок алюминиевой продукции до 2007 г. был представлен двумя компаниями: «СУАЛ-холдинг» (группа СУАЛ) и «Русский алюминий» («РУСАЛ»).

В 2006-2007 гг. произошло объединение алюминиевых и глиноземных активов компании «РУСАЛ», занимавшей третье место в мире по производству алюминия, группы СУАЛ, входившей в десятку ведущих мировых производителей алюминия, и швейцарской компании Glencore и создана крупнейшая в мире алюминиевая корпорация «Объединенная компания Российский алюминий» (ОК РУСАЛ).

Главная особенность компании — вертикальная интеграция в составе производственного цикла последовательных технологических переделов по добыче и переработке сырья, выпуску первичного металла, а также полуфабрикатов и готовой продукции из алюминия и его сплавов.

Медеплавильная или медная промышленность

Медь обладает высокой электропроводностью и ковкостью, находит широкое применение в машиностроении, особенно в электротехнической промышленности, сооружении линий электропередачи и связи, а также в производстве сплавов с другими металлами.

Медная промышленность из-за относительно низкого содержания концентратов приурочена (исключая рафинирование чернового металла) к районам, располагающим сырьевыми ресурсами.

Основной тип руд, используемых сейчас в России для производства меди, медные колчеданы, которые представлены в основном на Урале (Красноуральское, Ревдинское, Блявинское, Сибайское, Гайское и другие месторождения). Важным резервом служат медистые песчаники, сосредоточенные в Восточной Сибири (Удоканское месторождение). Встречаются также медно-молибденовые руды. В качестве дополнительного сырья используют медно-никелевые и полиметаллические руды.

Основной район производства меди — Урал, для которого характерно преобладание металлургического передела над добычей и обогащением. Поэтому здесь вынуждены использовать привозные (большей частью, казахстанские) концентраты.

На Урале функционируют предприятия по производству черновой меди и ее рафинированию. К первым принадлежат Красноуральский, Кировоградский, Среднеуральский (Ревда), Карабашский и Медногорский медеплавильные, ко вторым — Кыштымский, Верхнепыменский медеэлектролитные заводы.

Характерна широкая утилизация отходов в химических целях. На медеплавильных предприятиях Красноуральска, Кировограда и Ревды сернистые газы служат исходным сырьем для производства серной кислоты. В Красноуральске и Ревде на основе серной кислоты и привозных апатитовых концентратов производятся фосфатные удобрения.

В дальнейшем намечено вовлекать в оборот новые источники сырья для производства меди. Для освоения уникального Удоканс- кого месторождения в Восточной Сибири создана одноименная горная компания (УГК) с участием американо-китайского капитала. Месторождение — третье по величине в мире — расположено недалеко от станции Чара на БАМе.

Рафинирование, как заключительная стадия производства меди, непосредственно мало связано с сырьевыми базами. Фактически оно находится либо там, где есть металлургический передел, образуя специализированные предприятия, либо комбинируясь с выплавкой черного металла, либо в районах массового потребления готовой продукции (Москва, Санкт-Петербург, Кольчугино и др.). Благоприятным условием служит наличие дешевой энергии (на I т электролитической меди расходуется 3,5-5 кВт/ч).

Никель-кобальтовая промышленность

Никель, обладающий высокой твердостью, является легирующим металлом и используется в качестве защитного покрытия металлических изделий. Никель входит в состав ценных сплавов с другими цветными металлами.

Кобальт, добываемый из никелевых руд, используется для получения кобальтовых сплавов: магнитных, жаропрочных, сверхтвердых, коррозийностойких.

Никель-кобальтовая промышленность наиболее тесно связана с источниками сырья, что обусловлено низким содержанием промежуточных продуктов (штейн и файнштейн), получаемых в процессе переработки исходных руд. В России эксплуатируются руды двух видов: сульфидные (медно-никелевые), которые известны на Кольском полуострове (Никель) и в низовьях Енисея (Норильск), и окисленные — на Урале (Верхний Уфалей, Орск, Реж). Особенно богат сульфидными рудами Норильский район. Здесь выявлены источники сырья (Талнахское и Октябрьское месторождения), что дает возможность еще больше расширить металлургический передел по никелю.

Норильский район — крупнейший центр комплексного использования медно-никелевых руд. На действующем здесь комбинате, который объединяет все стадии технологического процесса — от сырья до готовой продукции, производятся никель, кобальт, платина (вместе с платиноидами), медь и некоторые другие редкие металлы. Путем утилизации отходов получают серную кислоту, соду и другие химические продукты.

ОАО * Горно-металлургическая компания „Норильский никель- крупнейшая в России и одна из крупнейших в мире компаний по производству драгоценных и цветных металлов. На его долю приходится более 20% мирового производства никеля, более 10% кобальта и 3% меди. На отечественном рынке на долю ОАО «ГМК „Норильский никель"» приходится около 96% всего производимого в стране никеля, 55% меди, 95% кобальта.

Свинцово-цинковая промышленность ориентируется на сырьевую и топливную базу: Кузбасс — Салаир, Забайкалье — Нерчинск, Дальний Восток — Дальнегорск и др. Развита оловянная промышленность на Дальнем Востоке: Шерловогорский, Хрустальненский, Солнечный ГОК.

Алмазодобывающая промышленность. Алмазы — одна из важнейших доходных статей отечественного экспорта. Ежегодно от их продажи страна получает около 1,5 млрд долл. В настоящее время почти все отечественные алмазы добываются в Якутии. В двух алмазоносных районах бассейна реки Вилюй действуют несколько рудников, в том числе такие известные, как «Юбилейный» и «Удачный» (85% общего объема добычи). На территории восточных районов страны алмазы найдены также в Восточной Сибири (Красноярский край и Иркутская область). Акционерная компания «АЛ РОСА» — один из мировых лидеров в области разведки, добычи и реализации алмазов, производства бриллиантов. АК «АЛ РОСА» добывает 97% всех алмазов Российской Федерации. Доля компании в мировом объеме добычи алмазов составляет 25%.

Перспективы развития намечены в федеральных программах: «Развитие рудной базы цветной металлургии», «Национальная программа развития металлургии России».

Похожие статьи