Лекція №5

Навчальні питання:

1. Виробництво кольорових металів.

2. Руди, технологічні процеси та устаткування при виробництві алюмінію, міді, магнію, титану.

3. Властивості основних кольорових металів.

4. Способи рафінування металів

Навчальне питання 1. Виробництво кольорових металів.

Кольорові метали та їх сплави відзначаються високою технологічністю і корозійною стійкістю. Вони є основними конструкційними матеріалами в новітніх галузях промисловості: в електро- і радіотехніці, авіації і космічній техніці. Дедалі ширше використовуються в будівництві, с/г, харчовій та хімічній промисловості.

Кольорова металургія — галузь промисловості, що охоплює добування і збагачення руд кольорових металів, виробництво та обробку кольорових металів та їх сплавів.

Продукція кольорової металургії широко використовується у точному машинобудуванні, літакобудуванні, електроніці, робототехніці і т. д.

Кольорова металургія в Україні розвинута недостатньо через брак власної сировини.

Виробництво кольорових металів переважно енергоємне (потребує багато електроенергії), тому підприємства розташовують поблизу джерел дешевої електроенергії.

Підприємства кольорової металургії є одним з основних стаціонарних джерел забруднення середовища. Вони викидають в атмосферу оксиди азоту, сірчистий газ. Ґрунти забруднюються свинцем, цинком, хромом, міддю. Значні земельні площі доводиться вилучати під звалища промислових відходів.

Складність розвитку галузей кольорової металургії зумовлена їх високою енергоємністю, водоємкістю і матеріаломісткістю. Тому виплавка кольорових металів в Україні зменшується.

Навчальне питання 2. Руди, технологічні процеси та устаткування при виробництві алюмінію, міді, магнію, титан

Мідні руди і підготовка їх до плавки.

Сировиною для ви­робництва міді є сульфідні мідні руди (СuS, Сu₂S, СuFеS₂, Сu₃FеS₃) і окислені (СuО, Сu₂0, СuСОз, Сu(ОН)₂). До 80% мі­ді добувають із сульфідних руд, 15—20% —з окислених. Вміст міді в рудах звичайно становить 1—3%. Мідні руди містять у собі також невелику кількість цинку, свинцю, срібла, золота та інших металів. До складу пустої породи мідних руд входять кварц, глинозем, вапняк і різні силікати.

Усі мідні руди перед плавкою збагачують методом флотації. Для цього руду подрібнюють і розмелюють до зерен розміром 0,05—0,5 мм, а потім засипають у флотаційну машину. Тут вона перемішується з водою і утворює пульпу. У ванну флота­ційної машини добавляють смерекову (ялинову) олію, яка сприяє утворенню на поверхні зерен рудних мінералів погано змочуваної водою плівки. Якщо тепер продувати пульпу стис­неним повітрям, то ці дрібні зерна прилипають до бульбашок повітря і виносяться ними на поверхню води, утворюючи піну. Піна безперервно видаляється з машини. Після фільтрації і сушіння з неї утворюється мідний концентрат. Часточки пустої породи, добре змочувані водою, осідають на дно машини, звід­ки в міру нагромадження видаляються у відвал. Збагачення сульфідних мідних руд методом флотації дає змогу мати кон­центрат, який містить 15—30% міді.

Мідний концентрат перед плавкою випалюють у багатоподових вертикальних печах або в киплячому шарі (в завислому стані).

Способи вироблення міді. Добувають мідь з руд пірометалургійним або гідрометалургійним способом. Гідрометалургій­ний спосіб застосовують порівняно рідко — тільки для перероб­ки мідних окислених руд. Пірометалургійним способом мідь добувають з сульфідних мідних руд плавленням концентрату їх у полуменевих відбивних печах або кускової руди в шахтних пе­чах. У мідеплавильній промисловості тепер застосовують пере­важно плавлення в полуменевих відбивних печах. Виробництво міді з сульфідних руд ; складається з трьох послідовних етапів; 1) плавлення мідного концентрату у відбивній печі для вироблення мідного штей- ну; 2) переробки мідного штей­ну на чорнову мідь; 3) рафіну­вання чорнової міді.

Вироблення мідного штейну. У сучасні полуменеві відбивні печі завдовж­ки до 40 м і завширшки 6-—8 м завантажують одночасно по­над 100 т концентрату або дрібної руди. У цих печах тем­пература досягає 1500—1600° С при спалюванні найбільш де­шевих і недефіцитних сортів виплавлення чорнової міді.

Рис. 41 Схема конвертора для палива.

У результаті плавлення на поді печі утворюється розплав сульфідів міді і заліза (мідний штейн). Звідси його випускають у ковші. Склад мідного штейну: 20—50% Сu; 20—40% Fе; 22— 25% S; до 8% О₂ і домішки — золото, срібло, цинк, нікель та ін. Пуста порода відокремлюється від штейну у вигляді шлаку.

Виплавлення чорнової міді. Рідкий мідний штейн продувають у конверторах повітрям, внаслідок чого утворюєть­ся так звана чорнова мідь. Найбільш поширеними в промисло­вості є горизонтальні конвертори. На рис. 41 показано горизон­тальний конвертор, який виготовляють діаметром 3—4 м, завдовжки 6—10 м і місткістю до 75 т. Зсередини конвертор об­кладено магнезитовою цеглою 2. Установлений він на роликах 5 і має механічний привод для повертання. У горловину 1 залива­ють мідний штейн, засипають на поверхню залитого розплаву кремнезем, потрібний для відшлакування. закису заліза, і пода­ють дуття. Повітря підводиться під тиском 0,07—0,12 Мн/м² (0,75—1,25 ат) по трубах 3 і спрямовується у фурми 4, розмі­щені вздовж конвертора.

Процес продування ведуть у дві стадії. У першій стадії окислюються сульфіди заліза і відшлаковується закис заліза:

2FеS + ЗО₂ + SiO₂ = (FеО)₂ * SiO₂ + 2SО₂ + Q.

Шлак зливають у горловину і замість нього вводять нові порції штейну. Продувания проходить при температурі 1200—1300° С, яка підтримується за рахунок тепла хімічних реакцій. Після зливання шлаку залишається чиста напівсірчиста мідь Сu₂S(білий штейн), яка в другій стадії переробляється на чорнову мідь за такими реакціями:

2Сu₂S + ЗО₂ =2Сu₂О + 2SO₂ + Q

Сu₂S + 2Сu₂О = 6Сu + ЗО₂ — Q.

Тривалість процесу продування штейну на чорнову мідь за­лежить від вмісту міді в штейні та від місткості конвертора і становить 15—20 год. Для прискорення процесу застосовують кисневе дуття. Вироблену чорнову мідь розливають у плити або чушки і потім рафінують, щоб звільнитись від розчинених у ній газів і різних домішок.

Рафінування чорнової міді (очищення її від до­мішок) проводять двома способами: вогневим і електролітичним.

Вогневе рафінування ведуть у полуменевих відбив­них печах, схожих за конструкцією на печі для виробництва мідного штейну. Чорнову мідь завантажують у піч і розплав­ляють, домішки окислюють продуванням крізь розплавлений метал повітря під тиском 0,15—0,20 Мн/м² (1,5—2 ат). Оксиди сірки, сурми, цинку, свинцю, що утворилися, видаляються з ди­мовими газами, а інші оксиди переходять у шлак. Золото і сріб­ло залишаються розчиненими в міді. Поряд з окисленням домі­шок окислюється і мідь. Для відновлення окисленої міді і для видалення розчинених газів метал перемішують дерев’яними жердинами. Цей процес називається «дражненням.» міді. При проведенні його мідь відновлюється вуглецем деревини:

Сu₂О + С = 2Сu + СО — Q;

Сu₂О + СО = 2Сu + СО₂ + Q.

Чорнову мідь розливають у форми і дістають злитки, або анод­ні плити, для наступного електролітичного рафінування.

Електролітичне рафінування застосовують, щоб виробити найчистішу, високоякісну мідь (не менше 99,99% Сu) і виділити з неї благородні метали (платину, золото, срібло). Електролізні ванни являють собою довгі прямокутні резервуари, наповнені 12—16%-ним водним розчином мідного купоросу в сірчаній кислоті, в якому підвішені поперемінно аноди і катоди. Корпус ванни виготовляють з дерева або бетону, а зсередини його викладають шаром пластмаси. Установлюють корпус на скляні ізолятори. Анодами є плити з червоної міді масою 200— 250 кг, а катодами — тонкі листи (0,5—0,7 мм) електролітичної міді. Під час пропускання електричного струму через ванну анод розчиняється і на катоді осаджуються іони міді. Протягом 10— 12 днів на катоді збирається до 100 кг електролітичної міді. Катодні пластини потім переплавляють у печах і розливають у злитки потрібного перерізу. При електролізі частина домішок, що є в аноді, не розчиняється і осаджується на дно ванни у вигляді шламу, який періодично випускають з ванни і піддають дальшій обробці для виділення з нього благородних металів.

Алюмінієві руди. Найбільш поширеними алюмінієвими рудами є боксити, каоліни, нефеліни й алуніти, де алюміній міститься у вигляді глинозему А1₂Oз (у бокситах 40—60%, а в решті руд — 22—32%).

Виробити чистий алюміній безпосереднім відновленням його з руд неможливо, оскільки домішки відновлюються раніш за нього. Тому у виробництві алюмінію є три самостійних техно­логічних процеси: 1) добування глинозему з алюмінієвих руд; 2) добування первинного алюмінію; 3) рафінування первинного алюмінію.

Добування глинозему. Залежно від складу алюмінієвих руд глинозем з них добувають такими способами: лужним, кислотним і електрометалургійним. В СРСР найбільш поширені такі способи: сухий лужний (спікання) —для перероблення бокситів з високим вмістом кремнезему й окису заліза; мокрий лужний — для перероблення малокремнезеуистих алюмінієвих руд; електрометалургійний — для перероблення бокситів, які містять у собі до 20% кремнезему.

При сухому і мокрому лужних способах об­робляють алюмінієві руди лугами. Глинозем при цьому зв’язу­ється в алюмінат натрію А1₂0з • N830. При вилуговуванні алю­мінат натрію переходить у розчин, а окиси і гідроокиси заліза, титану і кремнію випадають в осад. Після відокремлення від осаду розчин алюмінату натрію продувають газом С0₂ (сухий спосіб) або піддають гідролізу (мокрий спосіб). У результаті розчин розкладається з виділенням кристалічного осаду — гід­рату окису алюмінію 2А1(ОН)₃. Цей осад фільтрують, проми­вають, прожарюють і дістають чистий глинозем:

2А1 (ОН)з = А1₂O₃ + ЗН₂O.

При електрометалургійному способі добуван­ня глинозему складається з двох стадій: електрометалургійної і хімічної. Перша стадія проходить так: агломерат (боксит, залізну руду, барієві солі і антрацит) розплавляють в електро­печах при температурі 1800° С. Продуктами плавлення є феро­силіцій і шлак у вигляді алюмінатів барію. їх зливають у ківш і витримують до температури твердіння шлаку (близько 1500° С). Потім рідкий феросиліцій випускають з ковша і вико­ристовують у металургійному виробництві, а твердий шлак по­дрібнюють і обробляють содою:

Al₂O₃ • ВаО +Na₂С0₃ = А1₂O₃ • Na₂O + ВаСO₃.

Утворений алюмінат натрію відомими вже нам способами переробляють у глинозем, а вуглекислий барій використовують для виготовлення агломерату. Електроліз глино­зему. Первинний алю­міній добувають елек­тролізом чистого гли­нозему, розчиненого в в розплавленому кріо­літі Na₃AlF₆.

Електролізна ванна-електролізер (рис. 42) — має стальний кожух 5, обкладений із середини вогнетривкою цеглою 6.

10 9   Рис. 42. Схема електролізної ванни для добу­вання алюмінію.

Під ванни і її стінки 7 зроблено з вугляних блоків, до яких під­ведено катодні шини 8.

Над ванною на анод­них шинах 1 підвішено вугляні електроди 2. У наш час найбільше застосовуються ванни з набивними анодами, в яких вугляна маса вміщена в прямокут­ні алюмінієві кожухи.

Перед початком електролізу на під ванни насипають тонкий шар меленого коксу, впритул до поду опускають електроди і вмикають постійний струм. Коли вугляна футеровка ванни на­гріється, у ванну поступово засипають кріоліт і розплавля­ють його, одночасно повільно піднімаючи електроди. Після утворення шару 200—250 мм розплавленого кріоліту 10 у ванну завантажують глинозем 3, який і розчиняється в кріоліті. Про­цес електролізу відбувається при температурі 930—950°С. При проходженні струму через електроліт глинозем розкладається і на аноді виділяється кисень, який утворює з вуглецем чадний газ СО, а на катоді — алюміній. Рідкий алюміній 9 нагромад­жується на поді ванни і періодично видаляється сифоном або вакуум-ковшем. На бічній поверхні робочого простору ванни утворюється кірка 4 електроліту, яка захищає футеровку від руйнування під впливом розплавлених фтористих солей і від витікання струму.

В електролізній ванні, де сила струму становить 50 000 а, а напруга - 5-10 в, виробляють близько 350 кг алюмінію на добу.

Рафінування первинного алюмінію. Очищають алюміній від домішок звичайно в закритому ковші продуванням хлору протягом 10—15 хв при температурі 750—770°С. Після цього його розливають у чушки. Для вироблення алюмінію високої чистоти (до 99,99% А1) його піддають електролітичному рафі­нуванню, при якому забруднений домішками алюміній є анодом, а чистий алюміній — катодом. Як електроліт використовують рідкі хлористі і фтористі солі.

Магнієві руди. Як сировину для виробництва магнію ви­користовують магнезит, доломіт, карналіт і бішофіт.

Магнезит — природний карбонат магнію MgCO₃ — мі­стить до 28,8% Mg. Перш ніж переробляти, його випалюють при температурі 800—900°С, щоб мати каустичний магнезит — окис магнію:

MgCO₃ =MgO + СO₂.

Доломіт — подвійний карбонат магнію і кальцію MgCO₃*СаСО₃, в якому вміст окису магнію становить 14— 22%. Підготування доломіту полягає в механічному збагаченні і випалюванні його. Під час випалювання відбувається така реакція:

MgC0₃ • СаСO₃ = MgO * CaO + 2СО₂.

Карналіт — це подвійний хлорид магнію і калію MgCl₂*КС1*6Н₂0. Вміст хлористого магнію в ньому становить 12— 30%. Природний карналіт механічно збагачують і гідрохімічно оброблящть, внаслідок чого утворюється штучний карналіт MgCl₂*6H₂0.

Бішофіт — шестиводний хлорид магнію MgCl₂ • 6Н₂O, який містить до 12% Mg. Бішофіт добувають, випаровуючи морську воду або розсілозер.

Виробництво магнію здійснюють електролітичним і тер­мічним способами.

Електролітичний спосіб складається з таких опе­рацій: виділення чистих безводних солей магнію, електроліз їх у розплавленому стані, рафінування магнію.

Залежно від складу сировинних матеріалів хлорид магнію добувають зневоднюванням кристалогідратів хлористих солей магнію або хлоруванням кисневих його сполук. Штучний карна­літ і бішофіт зневоднюють у дві стадії. Перша здійснюється в трубчастій обертовій печі завдовжки 40 м і діаметром 3 м, де при повільному нагріванні руди до 220—420° С випаровується основна маса води. Друга стадія — зневоднення і виділення роз­плавленого MgCl₂ — відбувається в електричних печах при тем­пературі 750—800° С. Магнезіт і доломіт, які містять кисневі спо­луки магнію, хлорують. Для цього, подрібнивши ці руди, перемішують їх з графітом, пресують у брикети і завантажують в електропіч, де при температурі 800—900° С обробляють хло­ром, що й приводить до утворення MgCl₂.

Електроліз хлоридів магнію проводять у герметичних ван­нах. Ванну заповнюють електролітом з розплаву MgCl₂ і без­водних хлористих солей KCl, NaCl та СаС1₂. Катоди і аноди виготовлені відповідно із сталі і графітую.Під час електролізу, що відбувається при температурі 700—750° С, MgCl₂ розклада- еться в катодному Просторі виділяється розплавлений магній, який спливає на поверхню електроліту. В анодному просторі при цьому виділяється хлор, який відсмоктується через трубо­провід. Катодний і анодний простори відокремлені один від одного вогнетривкою діафрагмою. Магній-сирець, який утворив­ся, відсмоктують вакуумним ковшем з катодного простору і відправляють на рафінування.

Рафінування проводять у тигельних печах, де магній-сирець переплавляють із спеціальними флюсами. Проте найкраще очи­щають (до 99,99% Мд) магній сублімацією в глибокому ваку­умі (13—126 н/м², або 0,1—0,2 мм рт. ст.) при температурі 600° С. Після рафінування магній переплавляють і розливають у злитки.

Термічний спосіб виробництва магнію — це віднов­лення його з окису за допомогою вуглецю, кремнію або карбіду кальцію при високих температурах і глибокому вакуумі. Вироб­лений магній відправляють на рафінування.

Титанові руди — це рутил ТiO₂, ільменіт FеО • ТiO₂ і тита­номагнетит— суміш ільменіту з оксидами заліза FезО₄ і (част­ково) Fе₂Oз. Титанові руди збагачують флотацією або магніт­ною сепарацією, внаслідок чого утворюється концентрат з ви­соким вмістом оксиду титану (90—99% ТіO₂).

Одним з основних способів добування металевого титану з оксидів є магнієтермічний, який складається з двох стадій: вироблення чотирихлористого титану і виділення металевого ти­тану.

Чотирихлористий титан виробляють відновленням ТіO₂ і хлоруванням титану в хлораторі. Кожух 1 хлоратора (рис. 43, а) виготовляють з листової сталі і футерують ізсередини фа­сонною динасовою цеглою 2 з шамотним термоізоляційним шаром. Через бункер 6 у хлоратор завантажують брикети 5 пресованої суміші титанового концентрату і деревного вугілля (або графіту). Знизу через патрубок 4 в хлоратор надходить хлор. Процес хлорування відбувається при температурі 800— 850° С. Нагрівається хлоратор за допомогою нагрівальних гра­фітових елементів 3 опору. В ньому відбувається реакція

ТiO₂ + 2С + 2С1₂ = TiCl₃ + 2СО.

Пара чотирихлористого титану ТіСl₄ що утворюється, тру­бопроводом 7 надходить у пилоочисник 8, а потім — у конден­сатор 9, де перетворюється на рідину. Рідкий чотирихлористий титан після відстоювання надходить на дальше очищення — фільтрацію і дистиляцію.

Рис. 43. Схема вироблення титану.

електронагрівника 12 реак­тор нагрівають до темпера­тури 800—850° С і подають у нього по трубі 13 чотирихлористий титан. Процес відновлення титану відбувається за реакцією:

ТіС1₄ (пара) + 2Mg(рідина) = Ті (тверде тіло) +2МgС1₂ (рідина).

Металевий титан виділяється у вигляді губки 16, а хлористий магній 10 відсмоктується вакуум-насосом по трубопроводу 15. Після закінчення процесу реактор охолоджують і виймають стакан з титановою губкою. Губка містить значну кількість шкідливих домішок, тому її очищають вакуумною дистиляцією. Для цього стакан з губкою поміщають у спеціальний апарат, де утворюється вакуум і одночасно здійснюється нагрівання до температури 900—950° С. Це забезпечує видалення з пор губчастої маси залишків металевого і хлооистого магнію. Після охолодження апарата стакан виймають і титанову губку від­правляють на механічне дроблення. Потім подрібнену губку обробляють металокерамічним або іншими методами плавлення для того, щоб мати компактний титан.

Суть металокерамічного методу плавлення компактного титану полягає в тому, що титанові порошки пресують у заго­товки і потім спікають у вакуумній печі при температурі 1050— 1100° С. Компактний титан виробляють також плавленням губки в електричних дугових печах з нейтральною атмосферою (в се­редовищі аргону) або у вакуумі. Для цього застосовують електродугові печі двох типів: 1) з постійним вольфрамовим електродом; 2) з пресованим електродом з титанової губки, який витрачається.

Навчальне питання 3. Властивості основних кольорових металів. Способи рафінування металів.

Кольорові метали — це промислова назва всіх металів, крім заліза. Властивості кольорових металів визначаються особливістю їхньої атомної будови. Установлена чітко виражена періодична залежність багатьох властивостей елементів від їхнього атомного номера.

Легкі та важкі метали

Кольорові метали і сплави умовно підрозділяють на легкі і важкі. До легких відносяться метали, у яких густина не перевищує 5 г/см³: магній, берилій, алюміній, титан і ін. (найлегший метал — літій — 0,536 г/см³). До важких відносять метали, у яких щільність перевищує 5 г/см³. Найважчими елементами є осмій (22,48 г/см³), іридій (22,46 г/см³), золото і вольфрам (19,3 г/см³).

Класифікація за температурою плавлення

Кольорові метали підрозділяють також за температурою плавлення. Легкоплавкі мають Тпл. до 600 °C (цинк, свинець, кадмій, вісмут, олово й ін.). Середню Тпл. (600 — 1600 °C) має мідь. Тугоплавкими вважаються метали, що плавляться при температурах вище 1 600 °C — титан, хром, ванадій, цирконій і ін.

Міцнісні характеристики

Серед кольорових металів є маломіцні, з межею міцності при розтягу σв < 50 МПа (олово, свинець, бісмут, кадмій). Практично всі метали, що є основою сучасних конструкційних сплавів (алюміній, магній, мідь, цинк, нікель і інші) мають σв до 500 МПа.

За пластичності кольорові метали підрозділяють на пластичні з відносним подовженням, δ, більше 3 — 5 % і крихкі. Більше кольорових металів є пластичними. До крихких металів відносяться бісмут, стибій, марганець. Пластичність металів сильно залежить від концентрації в них природних домішок. Чим чистіше метал, тим він більш пластичий.

Електропровідність

Більшість кольорових металів мають високу електропровідність (срібло, мідь, золото, алюміній).

Корозійностійкість

Корозійностійкими є золото, хром, ніобій, тантал, свинець. Кольорові метали є дорогими.

Часто з кольорових металів умовно виділяють такі групи:

легкі метали: алюміній, титан і магній;

важкі метали: мідь, цинк, нікель, олово і свинець, застосовуються в машинобудуванні;

дорогоцінні метали: золото, срібло і платина, використовуються переважно в ювелірній промисловості;

лужні метали: калій, натрій і літій

лужноземельні метали: кальцій, барій і стронцій, застосовуються в хімії.

рідкісні важкі метали: кадмій, вольфрам, молібден, манган, кобальт, ванадій, бісмут, використовуються в сплавах з важкими металами.

Навчальне питання 4.Способи рафінування металів.

Рафінування металів — очищення первинних (чорнових) металів від домішок. Чорнові метали, що отримуються з сировини, містять 96—99% основного металу, решта припадає на домішки. Такі метали не можуть використовуватися промисловістю через низькі фізико-хімічні і механічні властивості. Домішки, що містяться в чорнових металах, можуть мати власну цінність. Так, вартість золота і срібла, що витягують з міді, повністю окупає всі витрати на Рафінування. Розрізняють 3 основних методи рафінування: пірометалургійний, електролітичний і хімічний. У основі всіх методів лежить відмінність властивостей елементів, що розділяються: температур плавлення, щільності, електронегативності тощо. Для отримання чистих металів нерідко використовують послідовно декілька методів рафінування.

Пірометалургійне рафінування

Здійснюється при високій температурі в розплавах і має ряд різновидів. Окислювальне рафінування засноване на здатності деяких домішок утворювати з O, S, Cl, F міцніші з'єднання, ніж з'єднання основного металу з тими ж елементами. Спосіб застосовується, наприклад, для очищення Cu, Pb, Zn, Sn. Так, при продуванні рідкої міді повітрям приміси Fe, Ni, Zn, Pb, Sb, As, Sn, що мають більшу спорідненість до кисню, ніж Cu, утворюють оксиди, які спливають на поверхню ванни і видаляються.

Лікваційне розділення засноване на відмінності температур плавлення і щільності компонентів, що складють сплав, і на малій їх взаємній розчинності. Наприклад, при охолоджуванні рідкого чорнового свинцю з нього при певних температурах виділяються кристали Cu (т.з. шлікери), які унаслідок меншої щільності спливають на поверхню і видаляються. Спосіб застосовується для очищення чорнового свинцю від Cu, Ag, Au, Bi, очищення чорнового цинку від Fe, Cu, Pb, при Р. Sn і інших металів.

При фракційній перекристалізації використовується відмінність в розчинності домішок металу в твердій і рідкій фазах з урахуванням повільної дифузії домішок в твердій фазі. Спосіб застосовується у виробництві напівпровідникових матеріалів і для отримання металів високої чистоти (наприклад, зонна плавка, плазмова металургія, витягування монокристалів з розплаву, направлена кристалізація).

У основі ректифікації, або дистиляції, лежить відмінність в температурах кипіння основного металу і домішки. Рафінування здійснюється у формі безперервного протиточного процесу, в якому операції сублімації і конденсації фракцій, що видаляються, багато разів повторюються. Використання вакууму дозволяє помітно прискорити рафінування. Спосіб застосовується при очищенні Zn від Cd, Pb від Zn, при розділенні Al і Mg, в металургії Ti і інших процесах. Вакуумна фільтрація рідкого металу через керамічні фільтри (наприклад, в металургії Sn) дозволяє видалити зважені в нім тверді домішки. При рафінуванні сталі в ковші рідкими синтетичними шлаками поверхня контакту між металом і шлаком в результаті їх перемішування значно більше, чим при проведенні рафінувальних процесів в плавильному агрегаті; завдяки цьому різко підвищується інтенсивність протікання десульфурації, дефосфорації, розкислювання металів, очищення його від неметалевих включень. Редагування сталі продуванням розплаву інертними газами використовується для видалення з металу зважених частинок шлаку або твердих оксидів, що прилипають до бульбашок газу і флотують на поверхню розплаву.

Електролітичне рафінування

Електролітичне рафінування є електролізом водних розчинів або сольових розплавів і дозволяє отримувати метали високої чистоти. Застосовується для глибокого очищення більшості кольорових металів.

Електролітичне рафінування з розчинними полягає в анодному розчиненні металів, що очищаються, і осадженні на катоді чистих металів в результаті придбання іонами основного металу електронів зовнішнього ланцюга. Розділення металів під дією електролізу можливо внаслідок відмінності електрохімічних потенціалів домішок і основного металу. Наприклад, нормальний електродний потенціал Cu щодо водневого електроду порівняння, прийнятого за нуль + 0,346, у Au і Ag ця величина має більше позитивне значення, а у Ni, Fe, Zn, Mn, Pb, Sn, Co нормальний електродний потенціал негативний. При електролізі мідь осідає на катоді, благородні метали, не розчиняючись, осідають на дно електролітної ванни у вигляді шламу, а метали, що володіють негативним електродним потенціалом, накопичуються в електроліті, який періодично очищають. Іноді (наприклад, в гідрометалургії Zn) використовують електролітичне рафінування з нерозчинними анодами. Основний метал знаходиться в розчині, заздалегідь ретельно очищеному від домішок, і в результаті електролізу осідає в компактному вигляді на катоді.

Хімічне рафінування

Засноване на різній розчинності металу і домішок в розчинах кислот або лугів. Домішки, що поступово накопичуються в розчині, виділяються з нього хімічним шляхом (гідроліз, цементація, утворення важкорозчинних з'єднань, очищення за допомогою екстракції або іонного обміну). Прикладом хімічного рафінування може служити аффінаж благородних металів. Рафінування Au проводять в киплячій сірчаній або азотній кислоті. Домішки Cu, Ag і інших металів розчиняються, а очищене золото залишається в нерозчинному осаді.

Інформаційні джерела:

1. Технологія конструкційних матеріалів./За ред. А.М. Сологуба. - К.: Вища школа, 1993 –

300 с.

2. Большаков В.І., Береза О.Ю., Харченко В.І. Прикладне матеріалознавство: Підручник. Дніпропетровськ: РВА „Дніпро VAL”.2000 – 290 с.

3. Технология конструкционних материалов. /Г.А. Прейс, М.А. Сологуб, И.А. Рожнецкий/ - К.: Вища школа 1991 – 391 с.

4. Дальский А.М. и др. Технология конструкционных материалов, М.: Машиностроение. 1990 - 351 с.

Технологія конструкційних матеріалів та матеріалознавство