Производство цветных металлов

Размещено на http://www.allbest.ru/

Производство магния

Магний широко применяют в виде сплавов с алюминием, цинком и марганцем для изготовления деталей авиационных и автомобильных двигателей. Магниевые сплавы обладают хорошими литейными свойствами, что дает возможность получать из них сложные отливки. Сплавы магния легко поддаются свариванию и обработке резанием. Основными видами сырья для производства магния являются магнезит, доломит, карналлит и бишофит. Главной составляющей магнезита является MgCO3, а доломита СаСО3 * MgCO3. Карналлит -- это природный хлорид магния и калия MgCl2 * КСl * 6Н2O. Бишофит (MgCl2 * 6Н2O) получается при переработке карналлита или выпаривается из воды соленых озер и морей. Наиболее распространен в настоящее время электролитический способ производства магния, при этом Mg в процессе электролиза получается из вводимого в электролит хлорида MgCl2. Технология производства магния этим способом включает три стадии: получение безводного хлорида магния MgCl2, электролиз с выделением из хлорида жидкого магния, рафинирование магния. Получение хлорида магния ведут тремя способами. Первый способ -- обезвоживание карналлита MgCl2 * KCl * 6Н2O. Процесс осуществляют в две стадии. Первую проводят, нагревая карналлит в трубчатых вращающихся печах или печах кипящего слоя. Вторую -- в основном в печах-хлораторах, имеющих плавильную камеру, где карналлит расплавляют при температурах 550--600 °С; две хлорирующие камеры, где продувкой хлором примеси (MgO) переводят в MgCl2 и копильник расплава (миксер). На некоторых заводах вторую стадию проводят в электрических печах сопротивления, где карналлит расплавляют при температуре ~500°С и сливают в миксер. В обоих случаях жидкий карналлит сливают из миксеров в ковш и везут в электролизный цех. Обезвоженный карналлит содержит, %: MgCl2 47-52; KCl 40-46; NaCl 5-8. Рисунок 1. Шахтная печь для производства магния: 1 -- летка; 2 -- угольные электроды; 3 -- ремонтный люк; 4 -- загрузочное устройство; 5 -- гаэоотвод; б -- футеровка; 7 -- хлорные фурмы; 8 -- шихта; 9 -- угольные брикеты Рисунок 2. Схема магниевого диафрагменного электролизера Второй способ производства хлорида магния заключается в хлорировании магнезита или оксида магния, получаемого путем предварительного обжига магнезита. Процесс ведут в шахтных электрических печах. В нижней части (рис. 1) расположены в два ряда электроды 2; между ними находятся угольные брикеты, которые при прохождении электрического тока нагреваются до ~ 750 °С. Шихту загружают сверху, через фурмы 7 вдувают хлор. У фурм происходит хлорирование оксида магния:

MgO + Сl2 + С = MgCl2 + СО.

Хлористый магний плавится и скапливается на подине, периодически его выпускают в ковш и транспортируют в электролизный цех. Третий способ -- это получение МgСl2 в качестве побочного продукта в процессе восстановления титана магнием из TiCl4 (см. ниже). Этот жидкий хлорид магния направляют в магниевое производство (Mg и титан обычно производят на одном предприятии). Электролитическое получение магния осуществляют в электролизере (рис. 2). Анодами служат графитовые пластины 7, а катодами -- стальные пластины 2. Удельная плотность магния меньше удельной плотности электролита, и поэтому магний всплывает. Хлор, выделяемый на аноде, тоже всплывает. Чтобы избежать взаимодействия хлора с Mg, а также короткого замыкания анода и катода расплавленным магнием, вверху устанавливают специальную разделительную диафрагму 3. Электролит состоит из МgСl2 (5--17 %), KCl, NaCl и добавок СаF2 и По мере расходования МgСl2 в электролизер периодически заливают жидкие карналлит либо хлористый магний. Электролиз ведут при 670--720 °С. На катоде выделяется магний: Мg2+ + 2е -->на аноде -- газообразный хлор 2Cl- -- 2е --> Cl2. Из электролизера откачивают хлор и 2--3 раза в сутки с помощью вакуум-ковшей с электрообогревом извлекают жидкий магний. В последнее время наряду с описанными выше диафрагменными электролизерами применяют бездиафрагменные. Рафинирование магния осуществляют отстаиванием в печах, возгонкой или электролизом. Наиболее распространен первый способ, заключающийся в выдержке магния в печах сопротивления под слоем флюса. При этом происходит отстаивание (переход в осадок) запутавшихся в расплаве частиц электролита и шлама. Рафинирование возгонкой осуществляют путем испарения магния в вакууме при 900 °С. Испаряющийся чистый Mg осаждается в конденсаторе. Электролитическое рафинирование магния схоже с аналогичным процессом рафинирования алюминия по трехслойному методу. В электролизере внизу у анода находится слой рафинируемого магния, выше -- слой электролита, а над ним у катода накапливается чистый магний. Применяют также термические способы производства магния с использованием в качестве восстановителя С, Si или СаС2. Из них проще силикотермический способ, при котором пользуются специальными ретортами из хромоникелевой жаропрочной стали, помещаемыми в электропечь, отапливаемую газообразным топливом. В качестве сырья лучше всего брать доломит MgCO3 * СаСО3, а в качестве восстановителя -- кремний ферросилиция. Магний получается высокой чистоты.

Рис.1

Производство меди

Медные руды характеризуются невысоким содержанием Меди. Поэтому перед плавкой тонкоизмельченную руду подвергают механическому обогащению; при этом ценные минералы отделяются от основной массы пустой породы; в результате получают ряд товарных концентратов (например, медный, цинковый, пиритный) и отвальные хвосты.

В рудах медь обычно находится в виде сернистых соединений (медный колчедан или халькопирит CuFeS2, халькозин Cu2S, ковелин CuS), оксидов (куприт Cu2O, тенорит CuO) или гидрокарбонатов (малахит CuCO3 ( Cu(OH2), азурит 2CuCO3 ( Cu(OH)2).

Пустая порода состоит из пирита FeS, кварца SiO2, карбонатов магния и кальция (MgCO3 и CaCO3), а также из различных силикатов, содержащих Al2O3, CaO, MgO и оксиды железа. В рудах иногда содержится значительное количество других металлов: цинк, олово, никель, золото, серебро, кремний и другие.

Руда делится на сульфидные, окисленные и смешанные. Сульфидные руды бывают обычно первичного происхождения, а окисленные руды образовались в результате окисления металлов сульфидных руд.

В небольших количествах встречаются так называемые самородные руды, в которых медь находится в свободном виде.

В мировой практике 80% Медь извлекают из концентратов пирометаллургическими методами, основанными на расплавлении всей массы материала.

Пирометаллургический способ пригоден для переработки всех руд и особенно эффективен в том случае, когда руды подвергаются обогащению. Основу этого процесса составляет плавка, при которой расплавленная масса разделяется на два жидких слоя: штейн-сплав сульфидов и шлак-сплав окислов. В плавку поступают либо медная руда, либо обожженные концентраты медных руд. Обжиг концентратов осуществляется с целью снижения содержания серы до оптимальных значений. Жидкий штейн продувают в конвертерах воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди. Черновую медь далее подвергают рафинированию - очистке от примесей.

Подготовка руд к плавке 

Большинство медных руд обогащают способом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий 8-35% Cu, 40-50% S, 30-35% Fe и пустую породу, главным образом составляющими которой являются SiO2, Al2O3 и CaO.

Концентраты обычно обжигают в окислительной среде с тем, чтобы удалить около 50% серы и получить обожженный концентрат с содержанием серы, необходимым для получения при плавке достаточно богатого штейна.

Обжиг обеспечивает хорошее смешение всех компонентов шихты и нагрев ее до 550-600 0С и, в конечном итоге, снижение расхода топлива в отражательной печи в два раза. Однако при переплавке обожженной шихты несколько возрастают потери меди в шлаке и унос пыли. Поэтому обычно богатые медные концентраты (25-35% Cu) плавят без обжига, а бедные (8-25% Cu) подвергают обжигу. 

Температура обжига концентратов применяют многоподовые печи с механическим перегреванием. Такие печи работают непрерывно.

Выплавка медного штейна

Медный штейн, состоящий в основном из сульфидов меди и железа (Cu2S+FeS=80-90%) и других сульфидов, а также окислов железа, кремния, алюминия и кальция, выплавляют в печах различного типа.

Комплексные руды, содержащие золото, серебро, селен и теллур, целесообразно обогащать так, чтобы в концентрат была переведена не только медь, но и эти металлы. Концентрат переплавляют в штейн в отражательных или электрических печах. 

Сернистые, чисто медные руды целесообразно перерабатывать в шахтных печах.

При высоком содержании серы в рудах целесообразно применять так называемый процесс медно-серной плавки в шахтной печи с улавливанием газов и извлечением из них элементарной серы. 

В печь загружают медную руду, известняк, кокс и оборотные продукты.

Загрузку ведут отдельными порциями сырых материалов и кокса. В верхних горизонтах шахты создается восстановительная среда, а в нижней части печи - окислительная. Нижние слои шихты плавятся, и она постепенно опускается вниз навстречу потоку горячих газов. Температура у фурм достигается 1500 0С на верху печи она равна примерно 450 0С. Столь высокая температура отходящих газов необходима для того, чтобы обеспечить возможность из очистки от пыли до начала конденсации паров серы.

В нижней части печи, главным образом у фурм, протекают следующие основные процессы:

а) Сжигание углерода кокса

C + O2 = CO2

б) Сжигание серы сернистого железа

2FeS + 3O2 = 2 FeO + 2SO2

в) Образование силиката железа

2 FeO + SiO2 = (FeO)2 ( SiO2

Газы, содержащие CO2, SO2, избыток кислорода и азот, проходят вверх через столб шихты. На этом пути газов происходит теплообмен между шихтой и ними, а также взаимодействие CO2 с углеродом шихты. При высоких температурах CO2 и SO2 восстанавливаются углеродом кокса и при этом образуется окись углерода, сероуглерод и сероокись углерода:

CO2 + C = 2CO

2SO2 + 5C = 4CO + CS2

SO2 + 2C = COS + CO

В верхних горизонтах печи пирит разлагается по реакции:

FeS2 = Fe + S2

При температуре около 1000 0С плавятся наиболее легкоплавкие эвтектики из FeS и Cu2S, в результате чего образуется пористая масса.

В порах этой массы расплавленный поток сульфидов встречается с восходящим потоком горячих газов и при этом протекают химические реакции, важнейшие из которых указаны ниже:

а) образование сульфида меди из закиси меди

2Cu2O + 2FeS + SiO2 = (FeO)2 ( SiO2 + 2Cu2S;

б) образование силикатов из окислов железа

3Fe2O3 + FeS + 3,5SiO2 = 3,5(2FeO ( SiO2) + SO2;

3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeO ( SiO2) + SO2;

в) разложение CaCO3 и образование силиката извести

CaCO3 + SiO2 = CaO ( SiO2 + CO2;

г) восстановление сернистого газа до элементарной серы

SO2 + C = CO2 + 1/2 S2

В результате плавки получаются штейн, содержащий 8-15% Cu, шлак состоящий в основном из силикатов железа и извести, колошниковый газ, содержащий S2, COS, H2S, и CO2. Из газа сначала осажают пыль, затем из него извлекают серу (до 80% S)

Чтобы повысить содержание меди в штейне, его подвергают сократительной плавке. Плавку осуществляют в таких же шахтных печах. Штейн загружают кусками размером 30-100 мм вместе с кварцевым флюсом, известняком и коксом. Расход кокса составляет 7-8% от массы шихты. В результате получают обогащенный медью штейн (25-40% Cu) и шлак (0,4-0,8% Cu).

Температура плавления переплавки концентратов, как уже упоминалось, применяют отражательные и электрические печи. Иногда обжиговые печи располагают непосредственно над площадкой отражательных печей с тем, чтобы не охлаждать обожженные концентраты и использовать их тепло.

По мере нагревания шихты в печи протекают следующие реакции восстановления окиси меди и высших оксидов железа:

6CuO + FeS = 3Cu2O + SO2 + FeO;

FeS + 3Fe3O4 + 5SiO2 = 5(2FeO ( SiO2) + SO2

В результате реакции образующейся закиси меди Cu2O с FeS получается Cu2S:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют первичный штейн, а расплавленные силикаты железа, стекая по поверхности откосов, растворяют другие оксиды и образуют шлак.

Благородные металлы (золото и серебро) плохо растворяются в шлаке и практически почти полностью переходят в штейн.

Штейн отражательной плавки на 80-90% (по массе) состоит из сульфидов меди и железа. Штейн содержит, %: 15-55 меди; 15-50 железа; 20-30 серы; 0,5-1,5 SiO2; 0,5-3,0 Al2O3; 0.5-2.0 (CaO + MgO); около 2% Zn и небольшое количество золота и серебра. Шлак состоит в основном из SiO2, FeO, CaO, Al2O3 и содержит 0,1-0,5 % меди. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 96-99 %.

Конвертирование медного штейна

В 1866 г. русский инженер Г. С. Семенников предложил применить конвертер типа бессемеровского для продувки штейна. Продувка штейна снизу воздухом обеспечила получение лишь полусернистой меди (около 79% меди) - так называемого белого штейна. Дальнейшая продувка приводила к затвердеванию меди. В 1880 г. русский инженер предложил конвертер для продувки штейна с боковым дутьем, что и позволило получить черновую медь в конвертерах.

Конвертер делают длиной 6-10, с наружным диаметром 3-4 м. Производительность за одну операцию составляет 80-100 т. Футеруют конвертер магнезитовым кирпичом. Заливку расплавленного штейна и слив продуктов осуществляют через горловину конвертера, расположенной в средней части его корпуса. Через ту же горловину удаляют газы. Фурмы для вдувания воздуха расположены по образующей поверхности конвертера. Число фурм обычно составляет 46-52, а диаметр фурмы - 50мм. Расход воздуха достигает 800 м2/мин. В конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс, содержащий 70-80% SiO2, и обычно некоторое количество золота. Его подают во время плавки, пользуясь пневматической загрузкой через круглое отверстие в торцевой стенке конвертеров, или же загружают через горловину конвертера.

Процесс можно разделить на два периода. Первый период (окисление сульфида железа с получением белого штейна) длится около 6-024 часов в зависимости от содержания меди в штейне. Загрузку кварцевого флюса начинают с начала продувки. По мере накопления шлака его частично удаляют и заливают в конвертер новую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна в конвертере.

В первом периоде протекают следующие реакции окисления сульфидов:

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + 930360 Дж

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2 + 765600 Дж

Пока существует FeS, закись меди не устойчива и превращается в сульфид:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

Закись железа шлакуется добавляемым в конвертер кварцевым флюсом:

2FeO + SiO2 = (FeO) ( SiO2

При недостатке SiO2 закись железа окисляется до магнетита:

6FeO + O2 = 2Fe3O4,

который переходит в шлак.

Температура заливаемого штейна в результате протекания этих экзотермических реакций повышается с 1100-1200 до 1250-1350 0С . Более высокая температура нежелательна, и поэтому при продувке бедных штейнов, содержащих много FeS, добавляют охладители - твердый штейн, сплески меди.

Из предыдущего следует, что в конвертере остается главным образом так называемый белый штейн, состоящий из сульфидов меди, а шлак сливается в процессе плавки. Он состоит в основном из различных оксидов железа (магнетита, закиси железа) и кремнезема, а также небольших количеств глинозема, окиси кальция и окиси магния. При этом, как следует из вышесказанного, содержание магнетита в шлаке определяется содержанием магнетита в шлаке определяется содержанием кремнезема. В шлаке остается 1,8-3,0% меди. Для ее извлечения шлак в жидком виде направляют в отражательную печь или в горн шахтной печи. 

Во втором периоде, называемом реакционным, продолжительность которого составляет 2-3 часа, из белого штейна образуется черновая медь. В этот период окисляется сульфид меди и по обменной реакции выделяется медь:

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2

Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + O2

Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащая 98,4-99,4% - меди, 0,01-0,04% железа, 0,02-0,1% серы, и небольшое количество никеля, олова, мышьяка, серебра, золота и конвертерный шлак, содержащий 22-30% SiO2, 47-70% FeO, около 3% Al2O3 и 1.5-2.5% меди.

Рафинирование меди

Для получения меди необходимо чистоты черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию, и при этом, помимо удаления вредных примесей, можно извлечь также благородные металлы. Огневое рафинирование черновой меди проводят в печах, напоминающие отражательные печи, используемые для выплавки штейна из медных концентратов. Электролиз ведут в ваннах, футурованных внутри свинцом или винипластом.

На большинстве современных заводов плавку ведут в отражательных или в электрических печах. В отражательных печах рабочее пространство вытянуто в горизонтальном направлении; площадь пода 300 м²и более (30 м х 10 м); необходимое для плавления тепло получают сжиганием углеродистого топлива (природный газ, мазут) в газовом пространстве над поверхностью ванны. В электрических печах тепло получают пропусканием через расплавленный шлак электрического тока (ток подводится к шлаку через погруженные в него графитовые электроды).

Однако и отражательная, и электрическая плавки, основанные на внешних источниках теплоты, - процессы несовершенные. Сульфиды, составляющие основные массу медных концентратов, обладают высокой теплотворной способностью. Поэтому все больше внедряются методы плавки, в которых используется теплота сжигания сульфидов (окислитель - подогретый воздух, воздух, обогащенный кислородом, или технический кислород). Мелкие, предварительно высушенные сульфидные концентраты вдувают струей кислорода или воздуха в раскаленную до высокой температуры печь. Частицы горят во взвешенном состоянии (кислородно-взвешенная плавка).

Богатые кусковые сульфидные руды (2-3% Сu) с высоким содержанием серы (35-42% S) в ряде случаев непосредственно направляются на плавку в шахтных печах (печи с вертикально расположенным рабочим пространством). В одной из разновидностей шахтной плавки (медносерная плавка) в шихту добавляют мелкий кокс, восстановляющий в верхних горизонтах печи SO₂ до элементарной серы. Медь в этом процессе также концентрируется в штейне.

Получающийся при плавке жидкий штейн (в основном Cu₂S, FeS) заливают в конвертер - цилиндрический резервуар из листовой стали, выложенный изнутри магнезитовым кирпичом, снабженный боковым рядом фурм для вдувания воздуха и устройством для поворачивания вокруг оси. Через слой штейна продувают сжатый воздух. Конвертирование штейнов протекает в две стадии. Сначала окисляется сульфид железа, и для связывания оксидов железа в конвертер добавляют кварц; образуется конвертерный шлак. Затем окисляется сульфид меди с образованием металлической Меди и SO₂. Эту черновую Медь разливают в формы. Слитки (а иногда непосредственно расплавленную черновую Медь) с целью извлечения ценных спутников (Au, Ag, Se, Fe, Bi и других) и удаления вредных примесей направляют на огневое рафинирование. Оно основано на большем, чем у меди, сродстве металлов-примесей к кислороду: Fe, Zn, Co и частично Ni и другие в виде оксидов переходят в шлак, а сера (в виде SO₂) удаляется с газами. После удаления шлака Медь для восстановления растворенной в ней Cu₂О "дразнят", погружая в жидкий металл концы сырых березовых или сосновых бревен, после чего отливают его в плоские формы. Для электролитического рафинирования эти слитки подвешивают в ванне с раствором CuSO₄, подкисленным H₂SO₄. Они служат анодами. При пропускании тока аноды растворяются, а чистая Медь отлагается на катодах - тонких медных листах, также получаемых электролизом в специальных матричных ваннах. Для выделения плотных гладких осадков в электролит вводят поверхностно-активные добавки (столярный клей, тиомочевину и другие). Полученную катодную Медь промывают водой и переплавляют. Благородные металлы, Se, Те и других ценные спутники Медь концентрируются в анодном шламе, из которого их извлекают специальной переработкой. Никель концентрируется в электролите; выводя часть растворов на упаривание и кристаллизацию, можно получить Ni в виде никелевого купороса.Наряду с пирометаллургическими применяют также гидрометаллургические методы получения Меди (преимущественно из бедных окисленных и самородных руд). Эти методы основаны на избирательном растворении медьсодержащих минералов, обычно в слабых растворах H₂SO₄ или аммиака. Из раствора Медь либо осаждают железом, либо выделяют электролизом с нерастворимыми анодами. Весьма перспективны применительно к смешанным рудам комбинированные гидрофлотационные методы, при которых кислородные соединения Меди растворяются в сернокислых растворах, а сульфиды выделяются флотацией. Получают распространение и автоклавные гидрометаллургические процессы, идущие при повышенных температурах и давлении.

Производство титана

Титан - это металлический сплав с высокой механической прочностью, жароустойчивостью и коррозионной стойкостью. Титан используется в строительстве, промышленности, для производства самолетов и изготовлении сосудов, предназначенных для перевозки концентрированных химических соединений. Диоксид титана используется для производства эмали и белил.Самым распространенным сырьем для выплавки титана является ильменитовый концентрат. В ходе производства концентрат проходит три основных стадии переработки: получение титанового шлака, получение тетрахлорида титана и производство титана из тетрахлорида. Плавку концентрата проводят в электродуговых печах, куда загружают восстановитель и концентрат и прогревают до температуры порядка 160 градусов. В результате химической реакции образуется титановый шлак, содержащий большое количество оксида титана.Следующим этапом выплавки титана является хлорирование полученного шлака, которое осуществляется в шахтных хлораторах. Полученный в результате хлорирования тетрахлорид восстанавливается при помощи магния или натрия в специальных герметичных печах-ретортах. В результате восстановления тетрахлорида получают чистый титановый сплав.

Производство вольфрама

Общая характеристика: вольфрам - элемент шестой группы периодической системы элементов, где он обозначен символом W. Атомный вес 183,92, уд. вес 19,3 г/см³. Это светло-серый тяжелый метал со стальным отливом. Один из редких металлов, его доля в земной коре менее 0,006%.

История

Европейским металлургам еще 400 лет назад были знакомы вольфрамовые руды. Чистый вольфрам сумели выплавить лишь к концу XVIII ст, но еще долго он оставался лабораторной редкостью, пока в середине XIX ст. не было запатентовано получение вольфрамата натрия, на основе которого начали производить железо-вольфрамовые сплавы, ставшие основой современных инструментальных сталей. Из-за высокой себестоимости применить данные разработки в серийном производстве удалось только к концу XIX века, когда появилась насущная потребность в инструментальных легированных сталях. Первая линия по производству вольфрамовой стали была запущена в «Bethlehem Steel company». Образцы таких сталей в 1900 г. были представлены на всемирной парижской выставке.

Химические свойства

Вольфрам инертен в атмосфере кислорода до 400^оС, водорода до 600^оС, аммиака до 700^оС, угарного газа до 800^оC, в концентрированных растворах кислот, щелочей, царской водки, кипящей ртути. Он реагирует со смесью азотной и плавмковой кислот, смесью перекиси водорода и аммиака - при t^о красного каления с хлором и сероводородом при 250^оС, с кипящей серой, горячей царской водкой, азотной кислотой, расплавами солей щелочноземельных металлов, бромом, фтором, йодом.

Физические достоинства

Вольфрамовые стали отличаются изностойкостью, твердостью, высочайшей температурой плавления, красностойкостью. Большинство металлов при достижении t^о красного каления и охлаждении теряют твердость в отличии от вольфрамовых сталей. Инструментальная вольфрамовая сталь делает возможной металлообработку со скоростью десятков метров в секунду. Вольфрам стал основой самых прочных жаростойких материалов. Он имеет очень высокую точку кипения, минимальную скорость испарения, высочайшее электрическое сопротивление. Он превосходными механическими качествами: минимальным коэффициентом термического расширения среди металлов. Всем известную твердость придают ему примеси кислорода и углерода. Вольфрам отличается высоким модулем растяжения-сжатия, исключительным сопротивлением температурной ползучести, хорошей теплопроводностью, высоким коэффициентом светоотдачи.

Недостатки

Из-за исключительности твердости и тугоплавкости, вольфрам плохо поддается технологической обработке - только по достижению высокой температуры. К недостаткам относится сложность добычи и получения его в чистом виде. В обычных условиях это жесткий, ломкий, хрупкий материал.

Производство и использование

Наиболее востребованная продукция - вольфрамовая проволока и электроды. В обычных условиях технологическая практичность вольфрама минимальна, но с ростом температуры - повышается без потери прочности. Поэтому прокат получают горячей обработкой под давлением. Вначале методом порошковой металлургии формируют заготовку - т.н. штабик. После нагревания он расковывается на ротационной ковачной машине - получаются электроды (прутки) сечением 2-3 мм, из которых после волочения в горячем состоянии вытягивают проволоку минимального диаметра.

Высокая рабочая температура - выше 2000^оС и высокая электронная эмиссия делают вольфрамовую ленту и проволоку актуальными в электронике , электротехнике. Исключительная тугоплавкость позволяет использовать вольфрамовую нить в электроосветительных приборах и вакуумных лампах , мишенях для рентгеновских трубок. Проволока служит обмоткой нагревательных элементов электропечей работающих в вакууме или атмосфере инертного газа до t^о3000^оС. Прутки используют как несгораемые электроды, а также для контактов распределения зажигания. Вольфрамовые тигли служат для испарения металлов. Сердечники, противовесы оперённых и бронебойных снарядов, сверхскоростных роторов гироскопов, которые стабилизируют полет ракет также производятся из тяжеловесного вольфрама.

Производство алюминия

Алюминий в чистом виде в природе не встречается, именно поэтому еще 200 лет назад человечество ничего не знало об этом металле. Метод получения алюминия при помощи электричества был разработан в 1886 году и применяется до сих пор. Вот как это происходит.

Производство алюминия начинается с добычи бокситов. Эта горная порода богата алюминием, который содержится в ней в форме гидрооксидов. Около 90% мировых запасов бокситов сосредоточены в тропическом поясе.

Боксит дробят, высушивают и размалывают в мельницах вместе с небольшим количеством воды. Образовавшуюся густую массу собирают в емкости и нагревают паром, чтобы отделить большую часть кремния, содержащегося в бокситах.

На алюминиевом заводе глинозем засыпают в ванны с расплавленным криолитом при температуре 950 ?С. Через раствор пропускают электрический ток силой до 400 кА и выше - он разрывает связь между атомами алюминия и кислорода, в результате металл в жидкой форме собирается на дне ванны.

Первичный алюминий отливается в слитки и отправляется потребителям, а также используется для дальнейшего производства алюминиевых сплавов для различных целей.

Литейные алюминиевые сплавы служат для получения готовых изделий путем отливки металла в формы. При этом необходимых свойств от сплава добиваются добавлением к нему различных добавок: кремния, меди и магния. Из таких сплавов, например, производят детали автомобильных и авиационных двигателей или колесные диски.

В отличие от железа алюминий не подвержен коррозии, поэтому изделия из него можно переплавлять и использовать металл бесконечное количество раз. При этом переработка алюминия требует всего 5% энергии, затраченной на изготовление алюминия впервые.

Размещено на Allbest.ru